DE4133470C2

DE4133470C2 - Dry process for refining zinc sulfide concentrates

Info

Publication number: DE4133470C2
Application number: DE4133470A
Authority: DE
Inventors: Nobumasa Kemori; Akihiko Akada; Hitoshi Takano; Takeshi Kusakabe; Masaru Takebayashi
Original assignee: Sumitomo Metal Mining Co Ltd
Current assignee: Sumitomo Metal Mining Co Ltd
Priority date: 1990-10-09
Filing date: 1991-10-09
Publication date: 2000-10-26
Anticipated expiration: 2011-10-10
Also published as: GB2251252A; CA2052647C; KR0177174B1; CA2052647A1; KR920008199A; AU8560991A; ITMI912667A0; ITMI912667A1; GB9121249D0; GB2251252B; DE4133470A1; AU644219B2; US5178667A; IT1251667B

Description

Die Erfindung betrifft ein Verfahren, welches zum Raffinie ren oder Schmelzen von Zinksulfid-Konzentraten eingesetzt wird.The invention relates to a method for refining Ren or melting of zinc sulfide concentrates used becomes.

Die zum Erhalten von Zinkmetall aus Zinksulfid-Konzentraten verwendeten Verfahren unterteilt man grob in die hydrome tallurgischen Verfahren und die pyrometallurgischen Verfah ren.Those for obtaining zinc metal from zinc sulfide concentrates The process used is roughly divided into the hydrome tallurgical process and the pyrometallurgical process ren.

Sowohl bei den hydrometallurgischen als auch den pyrometal lurgischen Verfahren zum Raffinieren von Zink werden die als Haupt-Rohstoffe vorliegenden Zinksulfid-Konzentrate zu nächst geröstet, um Zinkoxid zu bilden. Bei den hydrometal lurgischen Verfahren wird im Anschluß an das Rösten das Zink durch saure Laugung oder durch elektrolytische Rückge winnungsverfahren gewonnen. Beim pyrometallurgischen Ver fahren wird das Zinkoxid nach dem Rösten zusammen mit Koks und dergleichen in einen Ofen eingebracht, und das Zink wird durch Reduktion und Verdampfung zurückgewonnen.Both hydrometallurgical and pyrometal lurgical processes for refining zinc are the zinc sulfide concentrates present as main raw materials next roasted to form zinc oxide. With the hydrometal After the roasting process, the Zinc by acidic leaching or by electrolytic recovery extraction process won. With pyrometallurgical Ver After roasting, the zinc oxide is driven together with coke and the like are placed in an oven, and the zinc is recovered through reduction and evaporation.

In der Praxis wird derzeit lediglich das elektrolytische Raffinieren in Verbindung mit dem hydrometallurgischen Ver fahren eingesetzt. Bei der Elektroraffination wird das durch Rösten des Sulfiderzes erhaltene geröstete Erz in schwefeliger Säure gelöst, um eine Zinksulfat-Lösung zu er halten, und dann wird nach dem Entfernen von Eisen und der gleichen durch Reinigen der Lösung das Elektrolytzink durch Elektrolyse gewonnen und in einen Elektroofen geschmolzen, um Zinkmetall zu gewinnen. Da bei diesem Verfahren jedoch ein möglichst behutsames Rösten stattfinden muß, wird im allgemeinen ein Wirbelschichtröstofen eingesetzt. Aus die sem Grund kann man jedoch nicht ein Zink-Konzentrat mit ho hem Bleianteil verwenden, da solche Zinkkonzentrate zur Klumpenbildung neigen, so daß. Briketts gebildet werden. Wenn außerdem das erhaltene Zinkoxid gelaugt wird, werden auch Verunreinigungen wie Kupfer, Cobalt, Nickel, Cadmium und dergleichen ausgelaugt. Deshalb müssen diese Verunrei nigungen vor der elektrolytischen Gewinnung des Zinks be seitigt werden.In practice, only the electrolytic is currently used Refining combined with hydrometallurgical Ver drive used. With electrical refining it will roasted ore obtained by roasting the sulphide ore in sulfuric acid dissolved to a zinc sulfate solution hold, and then after removing iron and the level the electrolytic zinc by cleaning the solution Obtained electrolysis and melted in an electric furnace, to extract zinc metal. Because with this procedure, however The most careful roasting must take place in the generally a fluidized bed roaster is used. From the for this reason, however, you cannot use a zinc concentrate with ho Use hem lead content, as such zinc concentrates for Lump formation tend so that. Briquettes are formed. In addition, if the zinc oxide obtained is leached, also impurities such as copper, cobalt, nickel, cadmium and the like drained. That is why this mess prior to electrolytic extraction of the zinc be sided.

Pyrometallurgische Verfahren umfassen ein Horizontal-De stillationsverfahren, ein Vertikal-Destillationsverfahren, ein elektrothermisches Destillationsverfahren und ein ISP- Verfahren (Imperial-Smelting-Verfahren).Pyrometallurgical processes involve a horizontal de stilling process, a vertical distillation process, an electrothermal distillation process and an ISP Process (Imperial Smelting process).

Bei dem Horizontal-Destillationsverfahren werden geröstetes Erz und 40 bis 60 Gew.-% Kohle für die Reduktion gemischt, und dieses Gemisch wird in eine Horizontalretorte einge bracht, die von außen beheizt wird. Das Zink wird reduziert und verdampft, um anschließend in einem Kondensator zu kon densieren. Das Horizontal-Destillationsverfahren ist ein Chargen-Verfahren und daher äußerst arbeitsintensiv. Ferner ist die Arbeitsumgebung schlecht, und da dieses Verfahren außerdem sehr wenig Vorteile hinsichtlich einer Groß- oder Massenproduktion bietet, wird es seit den späten 70ziger Jahren nur selten angewendet.The horizontal distillation process involves roasting Ore and 40 to 60 wt .-% coal mixed for the reduction, and this mixture is placed in a horizontal retort brings, which is heated from the outside. The zinc is reduced and evaporated to then con in a condenser densify. The horizontal distillation process is a Batch process and therefore extremely labor intensive. Further the work environment is bad and because of this procedure also very little advantage in terms of a large or Offering mass production, it has been around since the late 70's Years rarely used.

Beim Vertikal-Destillationsprozeß werden das geröstete Erz und dergleichen mit zerstäubter Kohle und pulverförmigem Koks gemeinsam geknetet, um Briketts zu bilden, die dann in einem Verkokungsofen zur Verkokung erhitzt werden. Die sich ergebenden Briketts werden in einer Vertikal-Retorte er hitzt, der von außen her Wärme zugeführt wird. Die Retorte wird kontinuierlich beschickt und erwärmt, so daß das Zink aus den Briketts reduziert und verdampft und anschließend in einem im oberen Abschnitt der Retorte befindlichen Kon densator kondensiert wird. Das Vertikal-Destillationsver fahren macht von dem gleichen Prinzipen Gebrauch, wie das Horizontal-Destillationsverfahren. Während jedoch letzteres den Nachteil geringer Produktivität besitzt, liefert das Vertikal-Destillationsverfahren in dieser Hinsicht gute Er gebnisse. Weil bei diesem Verfahren jedoch ein Vertikalofen mit externer Beheizung eingesetzt wird, ist die maximale Kapazität des Ofens auf 200 bis 300 Tonnen Zink pro Monat begrenzt. Das Verfahren ist im hohem Maße kompliziert. Au ßerdem ist es für dieses Verfahren notwendig, Kupfer und Blei enthaltende Brikettstücke oder Schlacken zu verarbei ten, die in dem Ofen entstehen, so daß dieses Verfahren derzeit nicht mehr zum Raffinieren von Zink eingesetzt wird.In the vertical distillation process the ore is roasted and the like with atomized coal and powder Coke kneaded together to form briquettes, which are then in be heated in a coking oven for coking. Which resulting briquettes are in a vertical retort heats, which is supplied with heat from the outside. The retort is continuously charged and heated so that the zinc reduced from the briquettes and evaporated and then in a con located in the upper section of the retort capacitor is condensed. The vertical distillation ver driving uses the same principles as that Horizontal distillation process. However, while the latter has the disadvantage of low productivity Vertical distillation process good in this regard results. Because with this method, however, a vertical furnace with external heating is the maximum Furnace capacity of 200 to 300 tons of zinc per month limited. The process is extremely complicated. Au It is also necessary for this process to use copper and Process briquette pieces or slags containing lead ten that arise in the furnace, so this process currently no longer used for refining zinc becomes.

Bei dem elektrothermischen Destillationsverfahren wird das geröstete Erz mit pulverisiertem Koks gemischt, und gesin tert, um gesintertes Erz zu bilden. Dieses gesinterte Erz wird in einen Zylinderofen eingebracht, und vertikalen Elektroden innerhalb das Ofens wird Leistung zugeführt, um den gemischten Rohstoff einer Widerstandsbeheizung zu un terziehen, bei welcher der Rohstoff selbst als Widerstand dient, wodurch das Erz reduziert und destilliert wird. Die Produktionskapazität der elektrothermischen Destillation beträgt 1000 bis 3000 Tonnen Zink pro Monat, was mehr ist, als bei den oben beschriebenen zwei Verfahren. Allerdings gestaltet sich das Vorverfahren zur Bildung von Brocken aus gesintertem Material, mit denen der Ofen beschickt wird, sehr zeitraubend. Da ein elektrisch beheizter Ofen verwen det wird, ergibt sich der Nachteil, daß sich eine Grenze der Reduktion durch den Verbrauch elektrischer Leistung er gibt. Deshalb gelangt das Verfahren in solchen Gebieten, in denen elektrischer Strom teuer ist, kaum zum Einsatz. With the electrothermal distillation process, this is toasted ore mixed with powdered coke, and whole tert to form sintered ore. This sintered ore is placed in a cylinder furnace, and vertical Power is supplied to electrodes within the furnace the mixed raw material of resistance heating educate, in which the raw material itself as resistance serves, whereby the ore is reduced and distilled. The Production capacity of the electrothermal distillation is 1000 to 3000 tons of zinc per month, which is more than the two methods described above. Indeed is the preliminary process for the formation of chunks sintered material with which the furnace is loaded, very time consuming. Use an electrically heated oven det, there is the disadvantage that there is a limit the reduction through the consumption of electrical power gives. Therefore, the procedure gets into such areas in for whom electricity is expensive can hardly be used.

Bei dem ISP-Verfahren umfaßt die Vorverarbeitung das Mi schen des Sulfid-Konzentrats mit einem geeigneten Anteil eines Lösungsmittels, das Bilden eines gesinterten Oxids und das Beseitigen des Schwefels, um Stücke aus Sintermate rial zu erhalten. Dieses Sintermaterial wird mit Koks ge mischt und in einen Hochofen eingebracht, anschließend in dem Hochofen erhitzt und reduziert, so daß das Zink ver dampft. Durch den Zinkdampf spritzt geschmolzenes Blei, wo bei das Zink eingefangen wird und eine Blei-Zink-Legierung entsteht. Diese Legierung wird dann abgekühlt, und die Zink- und Bleilösung wird dann separiert, wobei die unter schiedliche Löslichkeit des Zinks ausgenutzt wird, und bei Bedarf wird das Material rektifiziert, um Zinkmetall zu er halten. Die Besonderheit bei dem ISP-Verfahren besteht in dem gleichzeitigen Schmelzen des Zinks und des Bleis, und dieses Verfahren ist das derzeit hauptsächlich angewendete pyrometallurgische Verfahren.In the ISP process, preprocessing includes the Mi the sulfide concentrate with a suitable proportion of a solvent, forming a sintered oxide and removing the sulfur to pieces from sintered mate to get rial. This sintered material is ge with coke mixes and placed in a blast furnace, then in the furnace heated and reduced so that the zinc ver steams. Molten lead splashes through the zinc vapor where where zinc is captured and a lead-zinc alloy arises. This alloy is then cooled, and the Zinc and lead solution is then separated, with the under different solubility of the zinc is used, and at If necessary, the material is rectified to produce zinc metal hold. The peculiarity of the ISP process is: the simultaneous melting of the zinc and the lead, and this is the main method currently used pyrometallurgical processes.

Unter den pyrometallurgischen Verfahren hat sich das ISP- Verfahren am meisten verbreitet, da die Produktivität des ISP-Verfahrens hoch ist, das Verfahren gleichzeitig Zink und Blei erschmilzt, und die zulässige Menge von Verunrei nigungen hoch ist.Among the pyrometallurgical processes, the ISP Most widespread method since the productivity of the ISP process is high, the process simultaneously zinc and lead melts, and the allowable amount of stray is high.

Beim ISP-Verfahren werden Zinksulfid-Konzentrate geröstet oder zusammen mit Bleikonzentraten oder bleihaltigen Zink konzentraten gesintert, um gesintertes Erz mit angemessener Festigkeit zu erhalten. Für das ISP-Verfahren wurde eine Technologie entwickelt und angewendet, durch welche selbst in einer Atmosphäre, die reich an Kohlendioxidgas ist und zur Rückoxidierung neigt, das den Zinkdampf enthaltende Gas bei einer hohen Temperatur von 1000°C oder mehr zum Konden sieren von Zink in einem Spritzkondensator für flüssiges Blei verarbeitet werden kann. Dementsprechend erhöht sich das Produktionsvolumen für einen Ofen auf einen so hohen Wert wie 6000 bis 10000 Tonnen Zink pro Monat.In the ISP process, zinc sulfide concentrates are roasted or together with lead concentrates or lead-containing zinc sintered concentrates to sintered ore with adequate To maintain strength. For the ISP process, a Technology developed and applied by which itself in an atmosphere rich in carbon dioxide gas and the gas containing the zinc vapor tends to reoxidize at a high temperature of 1000 ° C or more for condensation Zinc in a spray condenser for liquid Lead can be processed. Accordingly, it increases the production volume for a furnace to such a high Value like 6000 to 10000 tons of zinc per month.

Von dem ISP-Verfahren kann man tatsächlich sagen, daß es viele Vorteile hinsichtlich Produktivität, Wärmewirkungs grad und Rohstoffhandhabung aufweist, um jedoch die gesin terten Brocken zur Beschickung des Hochofens zu erhalten, ist es unmöglich, das wiederholte Rezirkulieren von Pulver bei den Röst- und Sinterverfahren entsprechend etwa dem vierfachen des Erzes, zu vermeiden. Weiterhin erfordert die Durchführung der Röst- und Sinterverfahren Sachkunde. Der Hochofen erfordert teuren Stückkoks.The ISP process can actually be said to be many advantages in terms of productivity, heat efficiency degree and raw material handling, but in order to receive chunks to feed the blast furnace, it is impossible to repeatedly recirculate powder in the roasting and sintering processes corresponding to that to avoid four times the ore. Furthermore, the Implementation of the roasting and sintering process. The Blast furnace requires expensive piece of coke.

Wenn die Rösttemperatur beträchtlich höher eingestellt wird, um die Oxidation bei der Beseitigung von Schwefel im Zuge der Vorbehandlung des ISP-Verfahrens zu fördern, ver flüssigt sich ein Teil des Rohstoffs, schmilzt zusammen und haftet an Teilen der Röstanlage, so daß ein Austragen des gerösteten Materials aus der Anlage schwierig wird. Im schlimmsten Fall muß man den gesamten Prozeß unterbrechen. Weiterhin erfolgt eine Kohäsion von Partikeln, da ein Teil des Rohstoffs schmilzt, und der Oberflächenbereich der rea gierenden Partikel nimmt in seiner Größe ab, so daß die. Rösttemperatur auf unter 1100°C herabgesetzt werden muß, wodurch wiederum die Geschwindigkeit bei der Beseitigung des Schwefels abnimmt. Selbst bei einer Rösttemperatur von 1100°C oder darunter muß eine äquivalente Menge von etwa dem Vierfachen des in die Röstanlage eingebrachten Roh stoffs normalerweise als wieder anfallendes Pulver rezirku liert werden, um ein Zusammenhängen der Teilchen zu vermei den. Außerdem ergibt sich das Problem, daß, wenn die Röst temperatur abgesenkt wird, die effektive Nutzung der bei der Entschwefelungsreaktion produzierten Oxidationswärme nicht realisierbar ist. When the roasting temperature is set considerably higher is used to remove sulfur in the oxidation process To promote the pretreatment of the ISP procedure, ver some of the raw material liquefies, melts together and adheres to parts of the roasting plant, so that the roasted material from the plant becomes difficult. in the in the worst case, the entire process has to be interrupted. Particle cohesion also occurs because part of the raw material melts, and the surface area of the rea Yielding particles decrease in size, so that the. Roasting temperature must be reduced to below 1100 ° C, which in turn speeds up removal of the sulfur decreases. Even at a roasting temperature of 1100 ° C or below must have an equivalent amount of about four times the raw material introduced into the roasting plant normally recirculating powder be gated to avoid coherence of the particles the. There is also the problem that if the roast temperature is lowered, the effective use of the at the desulfurization reaction produced heat of oxidation is not feasible.

Ein Bericht über eine Oxidations-Reaktion für Zinksulfid findet sich in "Metallurgical Transactions B, Volume 21B; October 1990, Seiten 867 bis 872". Bei diesem Verfahren wird zunächst das ZnS in Schlacke eingebettet und reagiert mit dem FeO in der Schlacke. In die Schlacke wird dann eine Sauerstofflanze eingebracht. Als Ergebnis erfolgt innerhalb der Schlacke eine Reaktion zwischen ZnS und O₂. Mithin un terscheidet sich die Reaktion nach diesem Bericht von einer Reaktion, wie sie in einem für die Massenproduktion dienen den Reaktionsofen stattfindet, in den Zinksulfid und O₂ von oberhalb des Schlackebads zugeführt werden.A report on an oxidation reaction for zinc sulfide can be found in "Metallurgical Transactions B, Volume 21B; October 1990, pages 867 to 872". In this process, the ZnS is first embedded in slag and reacts with the FeO in the slag. An oxygen lance is then introduced into the slag. As a result, a reaction between ZnS and O ₂ takes place within the slag. Accordingly, the reaction according to this report differs from a reaction which takes place in a reaction furnace used for mass production, into which zinc sulfide and O ₂ are fed from above the slag bath.

Die Druckschrift DE-PS 38 11 594 beschreibt ein Verfahren zum Verarbeiten sul fidischer bleihaltiger oder sulfidischer blei- und zinkhaltiger Erze oder Konzentrate, in dem das aus den genannten sulfidischen Stoffen und einem Flußmittel bestehende Be schickungsgut zusammen mit oxidischem Umlaufstaub einer Brennanlage zugeführt wird, das Beschickungsgut unter Bildung einer oxidischen Schmelze geschmolzen wird, der oxidische Umlaufstaub zurückgeführt wird; die Metalloxide, insbesondere das Bleioxid, durch Filtration der oxidischen Schmelze durch eine Schicht aus einem festen kohlenstoffhaltigen Stoff zu Metallen, insbesondere Rohblei, reduziert werden und eine Schlacke verbleibt, die Schlacke unter Bildung von bleihaltigen Zinkdämpfen stehengelassen wird und die Dämpfe unter Bildung von oxidischen Sublimaten oxidiert werden, worin als Flußmittel ein Gemisch aus Kalkstein oder Kalk mit einem eisen haltigen Stoff in einem bestimmten Verhältnis der Komponenten verwendet wird und dieses Gemisch in einer bestimmten Menge verwendet wird, bezogen auf die Aus gangserze. Die Druckschrift DE-PS 38 04 809 beschreibt ein Verfahren zur Verar beitung bleihaltiger Sulfidstoffe durch Schmelzen eines Gemischs aus bleihaltigen Sul fidstoffen und Flußmittel im Flammenmantel eines sauerstoffhaltigen Gases, Überfüh ren der Metalle in ihre Oxide und Reduktion der Metalloxide in der Schmelze durch Filtration der oxidischen Schmelze durch eine Schicht aus einem festen kohlenstoff haltigen Stoff zu Metallen und einer Schlacke, worin die Reduktion der Metalloxide unter Durchleiten eines Inertgases durch die Schicht der reduzierten Schmelze durch geführt wird. Die Druckschrift DE-PS 34 15 813 beschreibt ein kontinuierliches Ver fahren zum Erschmelzen von Blei, worin ein gemischtes Beschickungsgut mit Hilfe von sauerstoffangereicherter Luft oder O₂ in eine eine Bleischmelze enthaltende Schmelzzone mit einer Temperatur ≧ 1.000°C eingeblasen wird und das geschmolze ne Rohblei und die gebildete Schlacke in einen getrennten Ofen mit einer Reduktions zone überführt werden, wobei die Schlacke mit einem Reduktionsmittel in Verbindung gebracht wird, wodurch die bleihaltigen Verbindungen in der Schlacke reduziert wer den und das gebildete Blei mit dem Rohblei vereinigt wird.The document DE-PS 38 11 594 describes a method for processing sulphide lead-containing or sulfide-containing lead and zinc-containing ores or concentrates, in which the material consisting of the above-mentioned sulfide substances and a flux is loaded together with oxidic circulating dust into a combustion plant, which Feed material is melted to form an oxidic melt, the oxidic circulating dust is returned; the metal oxides, in particular the lead oxide, are reduced to metals, in particular raw lead, by filtration of the oxidic melt through a layer of a solid carbon-containing substance and a slag remains, the slag is left to form lead-containing zinc vapors and the vapors to form oxidic sublimates are oxidized, in which a mixture of limestone or lime with an iron-containing substance is used in a certain ratio of the components as flux and this mixture is used in a certain amount, based on the starting ores. The document DE-PS 38 04 809 describes a process for processing lead-containing sulfide substances by melting a mixture of lead-containing sulfide substances and flux in the flame jacket of an oxygen-containing gas, converting the metals into their oxides and reducing the metal oxides in the melt by filtering the oxidic Melt through a layer of a solid carbon-containing substance to form metals and a slag, wherein the reduction of the metal oxides is carried out by passing an inert gas through the layer of the reduced melt. The publication DE-PS 34 15 813 describes a continuous process for melting lead, in which a mixed load is blown with the aid of oxygen-enriched air or O ₂ into a melting zone containing a lead melt at a temperature of ≧ 1,000 ° C and the molten raw lead and the slag formed is transferred to a separate furnace with a reduction zone, the slag being brought into association with a reducing agent, whereby the lead-containing compounds in the slag are reduced and the lead formed is combined with the raw lead.

Der Erfindung liegt die Aufgabe zugrunde, in Anbetracht der den herkömmlichen Verfahren anhaftenden Nachteile ein Ent schwefelungsverfahren mit hoher Entschwefelungsrate und gu tem Wärmewirkungsgrad anzugeben.The invention is based, given the task a disadvantage associated with conventional methods sulfurization process with high desulfurization rate and gu heat efficiency.

Ferner soll durch die Erfindung ein pyrometallurgisches Raffinations-Verfahren angegeben werden, welches in der La ge ist, metallisches Zink und/oder metallisches Blei bei geringen Kosten rückzugewinnen, ohne daß dabei, wie beim ISP-Verfahren, ein Röstverfahren oder ein Sinterverfahren für das Zinkkonzentrat angewendet werden muß.Furthermore, the invention is intended to be a pyrometallurgical Refining process can be specified, which in La is metallic zinc and / or metallic lead to recover low costs without having to, as with ISP process, a roasting process or a sintering process must be used for the zinc concentrate.

Diese Aufgabe wird durch die Erfindung gelöst, indem ein pyrometallurgisches Raffinierverfahren zum Erhalten von Zink und/oder Blei aus einem Sulfidkonzentrat geschaffen wird, welches mindestens einen aus folgender Gruppe ausgewählten Stoff enthält: Zinksulfid, Bleisulfid und Eisensulfid; umfassend einen Oxidations- und einen Reduktionsschritt;
This object is achieved by the invention by creating a pyrometallurgical refining process for obtaining zinc and / or lead from a sulfide concentrate which contains at least one substance selected from the following group: zinc sulfide, lead sulfide and iron sulfide; comprising an oxidation and a reduction step;

- The oxidation step contains the substeps according to which an iron sili cat slag or calcareous iron-silicate slag in an oxidation furnace forms or be fed to the furnace;
- At least one material from the group of industrial oxygen, with oxygen enriched air, and air along with the sulfide concentrate and the non- flammable materials and fluxes are blown into the slag to ei to cause a reaction;
- so that most of the zinc and part of the lead in the sulfide concentrate and the non-combustible materials are dissolved in the slag at a temperature of 1150 ° C to 1300 ° C, which contains:
Fe and SiO 2 with an Fe / SiO 2 ratio of 0.70 to 1.46;
CaO in an amount of 15% by weight or less;
Zn in the range of 15 to 25% by weight;
S in the range of 0.5 to 3% by weight; and
a stone and / or metal formed in part of the lead in the raw material; and
- The reduction step contains the sub-steps: blowing one out of the group Heavy oil, coal powder and powdered coke selected reducing agent by the slag obtained in the oxidation step, so that the zinc and the lead in the slag evaporate and be condensed to molten zinc and to win molten lead.

Die vorliegende Erfindung schafft also ein Entschwefelungs-Schmelzverfahren für Zinksulfid-Konzentrate, bei dem ein hauptsächlich aus Zinksulfiden bestehendes Rohmaterial und ein Flußmittel zusammen mit ei nem Stoff zum Reagieren gebracht werden, welcher aus der Gruppe Industriesauerstoff, mit Sauerstoff angereicherter Luft und Luft ausgewählt wird; ein Teil des Zinks in dem Rohmaterial wird als Rauch oder Staub gewonnen, wobei es sich hauptsächlich um ein oxidiertes Zink handelt. Der Rest des Zinks wird als Schlacke geschmolzenen Zinks rückgewon nen. Die geschmolzene Schlacke wird auf einer Temperatur von 1200°C oder darüber gehalten. Der Schwefelanteil macht bis zu 0,3 bis 15 Gew.-% der Schlacke aus, die Eisenoxide (FeO, Fe₃O₄) und Kieselerde (SiO₂) enthält.The present invention thus provides a desulfurization-melting process for zinc sulfide concentrates in which a raw material consisting mainly of zinc sulfides and a flux are reacted together with a substance which is selected from the group of industrial oxygen, oxygen-enriched air and air; part of the zinc in the raw material is obtained as smoke or dust, which is mainly an oxidized zinc. The rest of the zinc is recovered as slag of molten zinc. The molten slag is kept at a temperature of 1200 ° C or above. The sulfur content makes up up to 0.3 to 15% by weight of the slag that contains iron oxides (FeO, Fe ₃ O ₄ ) and silica (SiO ₂ ).

In der geschmolzenen Schlacke, die Eisenoxide, Zinkoxide usw. enthält, gebildet durch die Entschwefelungsreaktion, und die außerdem Mineralanteile aus Gestein, beispielsweise SiO₂, enthält, sind die Wärmeübergangsrate und die Materi alübergangsrate, insbesondere die Sauerstoffübergangsrate, extrem schnell, und man erhält eine Entschwefelungsrate, die höher ist als diejenige beim Rösten. Weiterhin läßt sich durch Einstellen der Menge an Sauerstoff und/oder der Menge an zugegebenem Flußmittel zu dem Rohmaterial das Ver teilungsverhältnis von Zinkrauch und Schlacke in dem Rohma terial beim erfindungsgemäßen Entschwefelungs-Schmelzver fahren einstellen. Dann können 5 bis 95 Gew.-% Zink des Rohmaterials in Form von Zinkrauch, der Rest als geschmol zene Schlacke, rückgewonnen werden.In the molten slag, which contains iron oxides, zinc oxides, etc., formed by the desulfurization reaction, and which also contains mineral components from rock, for example SiO ₂ , the heat transfer rate and the material transfer rate, especially the oxygen transfer rate, are extremely fast and one is obtained Desulfurization rate higher than that of roasting. Furthermore, by adjusting the amount of oxygen and / or the amount of flux added to the raw material, the distribution ratio of zinc smoke and slag in the raw material in the desulfurization-melting method according to the invention can be adjusted. Then 5 to 95 wt .-% zinc of the raw material in the form of zinc smoke, the rest as molten slag, can be recovered.

Wenn das gewonnene Zink hauptsächlich in der geschmolzenen Schlacke vorliegt, sind ein Oxidationsverfahren und ein Re duktionsverfahren erforderlich, um aus einem Sulfidkonzen trat, welches mindestens einen Stoff aus der Gruppe Zink sulfid, Bleisulfid und Eisensulfid enthält, entweder Zink oder Blei, oder beides, zu erhalten.If the zinc obtained is mainly in the molten Slag is an oxidation process and a Re Production process required to get out of a sulfide concentrate stepped, which contains at least one substance from the group zinc contains sulfide, lead sulfide and iron sulfide, either zinc or lead, or both.

Beim Oxidationsverfahren wird in einem Oxidationsofen Ei sen-Silicat-Schlacke oder eine kalkhaltige Eisen-Silicat- Schlacke gebildet, oder es wird eine solche Schlacke in den Ofen eingegeben. Mindestens ein Stoff der Gruppe Industrie sauerstoff, mit Sauerstoff angereicherte Luft und Luft wird in die das Sulfidkonzentrat, die nicht-brennbaren Materia lien und das Flußmittel enthaltende Schlacke geblasen, so daß eine Reaktion stattfindet. Als Resultat werden der Hauptanteil des Zinks und ein Teil des Bleis in dem Sulfid konzentrat und in den nicht-brennbaren Stoffen bei einer Temperatur von 1050°C bis 1300°C in der Schlacke gelöst, die Fe und SiO₂ mit einem Fe/SiO₂-Verhältnis von 0,70 bis 1,46, CaO von 15 Gew.-% oder weniger; Zn im Bereich von 15 bis 25 Gew.-%; S im Bereich von 0,5 bis 3 Gew.-% enthält, wobei Metall und/oder ein Stein aus einem Teil des Bleis in dem Rohmaterial gebildet wird.In the oxidation process, iron-silicate slag or a calcareous iron-silicate slag is formed in an oxidation furnace, or such a slag is put into the furnace. At least one substance from the industrial group oxygen, oxygen-enriched air and air is blown into the slag containing the sulfide concentrate, the non-combustible materials and the flux, so that a reaction takes place. As a result, the majority of the zinc and part of the lead in the sulfide concentrate and in the non-combustible materials are dissolved in the slag at a temperature of 1050 ° C to 1300 ° C, the Fe and SiO ₂ with an Fe / SiO ₂ Ratio of 0.70 to 1.46, CaO of 15% by weight or less; Zn in the range of 15 to 25% by weight; S in the range of 0.5 to 3 wt .-%, wherein metal and / or a stone is formed from a part of the lead in the raw material.

Beim Reduktionsverfahren wird ein Reduktionsmittel, wie z. B. schweres Öl, pulverisierte Kohle, zerstäuberter Koks oder dergleichen durch die aus dem Oxidationsprozeß erhal tene Schlacke geblasen, und das Zink sowie das Blei in der Schlacke werden verdampft und dann kondensiert, um ge schmolzenes Zink und geschmolzenes Blei zu erhalten.In the reduction process, a reducing agent such as e.g. B. heavy oil, pulverized coal, atomized coke or the like obtained from the oxidation process blown slag, and the zinc and lead in the Slag is evaporated and then condensed to ge to get molten zinc and molten lead.

Im folgenden werden Ausführungsbeispiele der Erfindung an hand der Zeichnung näher erläutert. Es zeigen:The following are exemplary embodiments of the invention hand of the drawing explained in more detail. Show it:

Fig. 1 eine graphische Darstellung der Beziehung zwischen den Anteilen von Fe₃O₄ und S in der nach dem erfin dungsgemäßen Verfahren hergestellten Schlacke, Fig. 1 is a graph showing the relationship between the proportions of Fe ₃ O _4, and S in accordance with the produced OF INVENTION The method to the invention slag,

Fig. 2 eine schematische Schnittansicht eines Pilot- Schmelzofens, der für ein autogenes Schmelzverfah ren gemäß einer Ausführungsform der Erfindung ver wendet wird, Fig. 2 is a schematic sectional view of a pilot melting furnace ren for an autogenous Schmelzverfah according to an embodiment of the invention applies is ver,

Fig. 3 eine schematische Schnittansicht eines Pilot- Schmelzofens, der bei einem Bad-Schmelzverfahren gemäß einer weiteren Ausführungsform der Erfindung eingesetzt wird, Fig. 3 is a schematic sectional view of a pilot furnace, which is used in a bath-smelting process in accordance with another embodiment of the invention,

Fig. 4 eine schematische Schnittansicht eines Pilot- Schmelzofens gemäß einer weiteren Ausführungsform der Erfindung, und Fig. 4 is a schematic sectional view of a pilot melting furnace according to another embodiment of the invention, and

Fig. 5 eine schematische Schnittansicht eines Pilot- Schmelzofens in einer noch weiteren Ausführungsform der Erfindung. Fig. 5 is a schematic sectional view of a pilot melting furnace in yet another embodiment of the invention.

Zur Beseitigung der oben angesprochenen Probleme werden bei dem erfindungsgemäßen Entschwefelungs-Schmelzverfahren das Rohmaterial, welches hauptsächlich aus Zinksulfiden be steht, und ein Flußmittel zum Reagieren gebracht, mit ir gendeinem aus der folgenden Gruppe von Stoffen: Industries sauerstoff, mit Sauerstoff angereicherte Luft und Luft. Ein Teil des Zinks in dem Rohmaterial wird als Rauch rückgewon nen, bei dem es sich hauptsächlich um oxidiertes Zink han delt. Der Rest des Zinks wird als eine Schlacke aus ge schmolzenem Zink gewonnen. Bei der Rückgewinnung wird die geschmolzene Schlacke auf einer Temperatur von 1200°C oder darüber gehalten. Der Schwefelanteil macht bis zu 0,3 bis 15 Gew.-% der Schlacke aus, welche Eisenoxide (FeO, Fe₃O₄) und Kieselerde (SiO₂) enthält. Wenn die geschmolzene Schlacke aus tauben Gesteinsmineralanteilen gebildet ist, bei denen es sich um oxidierte Materialien wie Eisen und Zink und dergleichen handelt, die durch die Entschwefe lungsreaktion gebildet werden, und außerdem SiO₂ enthält, sind die Wärmeübergangsrate und die Materialübergangsrate, insbesondere die Sauerstoffübergangsrate, extrem schnell, und man erhält eine Entschwefelungsrate, die größer ist als diejenige, die man beim Rösten erhält.In order to eliminate the above-mentioned problems, in the desulfurization melting method of the present invention, the raw material, which mainly consists of zinc sulfides, and a flux are reacted with any of the following group of substances: industries oxygen, oxygen-enriched air and air. Part of the zinc in the raw material is recovered as smoke, which is mainly oxidized zinc. The rest of the zinc is obtained as a slag from molten zinc. During the recovery, the molten slag is kept at a temperature of 1200 ° C or above. The sulfur content makes up up to 0.3 to 15% by weight of the slag, which contains iron oxides (FeO, Fe ₃ O ₄ ) and silica (SiO ₂ ). When the molten slag is formed from deaf rock mineral components, which are oxidized materials such as iron and zinc and the like, which are formed by the desulfurization reaction, and also contains SiO ₂ , the heat transfer rate and the material transfer rate, particularly the oxygen transfer rate, are extremely fast, and you get a desulfurization rate that is greater than that you get when roasting.

Bei dem erfindungsgemäßen Entschwefelungs-Schmelzverfahren, können als Hilfsbrennstoff mit dem Rohmaterial und dem Flußmittel je nach Bedarf schweres Öl, zerstäubte Kohle, pulversierter Koks oder dergleichen eingesetzt werden.In the desulfurization melting process according to the invention, can be used as auxiliary fuel with the raw material and the Flux as needed heavy oil, atomized coal, powdered coke or the like can be used.

Weiterhin kann durch Einstellen der Menge Sauerstoff und /oder der Menge zugegebenen Flußmittels im Verhältnis zu dem Rohmaterial das Verteilungsverhältnis von Zinkrauch und Schlacke in dem Rohmaterial bei dem erfindungsgemäßen Ent schwefelungs-Schmelzverfahren eingestellt werden. Dann kön nen 5 bis 95 Gew.-% Zink in dem Rohmaterial in Form von Zinkrauch, der Rest als geschmolzene Schlacke, gewonnen werden. Wenn das gewonnene Zink hauptsächlich in der ge schmolzenen Schlacke vorliegt, sind ein Oxidationsprozeß und ein Reduktionsprozeß erforderlich, um aus einem Sulfid konzentrat, welches mindestens einen Stoff aus der Gruppe Zinksulfid, Bleisulfid und Eisensulfid enthält, Zink und /oder Blei zu erhalten.Furthermore, by adjusting the amount of oxygen and / or the amount of flux added in relation to the raw material the distribution ratio of zinc smoke and Slag in the raw material in the Ent according to the invention sulfurization melting process can be set. Then you can 5 to 95% by weight of zinc in the raw material in the form of Zinc smoke, the rest as molten slag, won become. If the zinc obtained is mainly in the ge molten slag is an oxidation process and a reduction process required to get out of a sulfide concentrate containing at least one substance from the group Contains zinc sulfide, lead sulfide and iron sulfide, zinc and / or to get lead.

Bei dem Oxidationsprozeß wird in einem Oxidationsofen eine Eisen-Silicat-Schlacke oder eine kalkhaltige Eisen-Silicat- Schlacke gebildet, oder der Ofen wird mit diesem Material beschickt. Mindestens ein Stoff aus der Gruppe Industrie sauerstoff, mit Sauerstoff angereicherte Luft und Luft wird in die Schlacke eingeblasen, die das Sulfidkonzentrat, die nicht-brennbaren Stoffe und das Flußmittel enthält, und es erfolgt eine Reaktion. Als Ergebnis werden der Hauptanteil des Zinks und ein Teil des Bleis in dem Sulfidkonzentrat und den nicht-brennbaren Materialien bei einer Temperatur von 1150°C bis 1300°C in der Schlacke gelöst, die Fe und SiO₂ mit einem Fe/SiO₂-Verhältnis von 0,7 bis 1,46; CaO mit einem Anteil von 15 Gew.-% oder weniger; Zn im Bereich von 15 bis 25 Gew.-%; S im Bereich von 0,5 bis 3 Gew.-% ent hält. Ein Metall und/oder Stein wird in einem Teil des Bleis in dem Rohmaterial gebildet.In the oxidation process, an iron-silicate slag or a calcareous iron-silicate slag is formed in an oxidation furnace, or the furnace is charged with this material. At least one substance from the group of industrial oxygen, oxygen-enriched air and air is blown into the slag which contains the sulfide concentrate, the non-combustible substances and the flux, and a reaction takes place. As a result, most of the zinc and some of the lead in the sulfide concentrate and the non-combustible materials are dissolved in the slag at a temperature of 1150 ° C to 1300 ° C, the Fe and SiO ₂ with an Fe / SiO ₂ ratio from 0.7 to 1.46; CaO in an amount of 15% by weight or less; Zn in the range of 15 to 25% by weight; S in the range from 0.5 to 3% by weight. A metal and / or stone is formed in part of the lead in the raw material.

Beim Reduktionsprozeß wird durch die aus den Oxidationspro zeß erhaltene Schlacke ein Reduktionsmittel eingeblasen, z. B. schweres Öl, Kohlestaub, pulverisierter Koks oder der gleichen. Das Zink und das Blei in der Schlacke werden ver dampft und dann kondensiert, um geschmolzenes Zink und ge schmolzenes Blei zu erhalten. In the reduction process, the Oxidationspro obtained slag injected with a reducing agent, e.g. B. heavy oil, coal dust, powdered coke or same. The zinc and lead in the slag are ver vapors and then condenses to molten zinc and ge to get molten lead.

Die vorliegende Erfindung ist vorteilhaft insofern, als die wertvollen Stoffe, wie Zink und Blei, innerhalb des durch die Oxidationsreaktion entstehenden Gases in Form von nicht-brennbaren Stoffen zurückgewonnen und diese nicht- brennbaren Stoffe in den Oxidationsprozeß zurückgeführt wer den. Beim Reduktionsprozeß wird ein Teil des Rests der ge schmolzenen Schlacke des Reduktionsprozesses als Schlacke für einen Oxidationsofen verwendet. Die Schlacke kann durch Abkühlung verfestigt werden, woraufhin sie pulverisiert und als Schlacke für den Oxidationsofen eingesetzt wird.The present invention is advantageous in that the valuable substances, such as zinc and lead, within the through the oxidation reaction of the resulting gas in the form of recovered non-combustible substances and these non- combustible substances in the oxidation process the. In the reduction process, part of the remainder of the ge melted slag of the reduction process as slag used for an oxidation furnace. The slag can pass through Cooling are solidified, whereupon they are pulverized and is used as slag for the oxidation furnace.

Weiterhin wird das Rohmaterial derart aufbereitet, daß das Gesamtgewicht des Zinks größer ist als das Gesamtgewicht des Bleis in dem dem Oxidationsofen zugeführten Rohmateri al, wobei Sauerstoff oder mit Sauerstoff angereicherte Luft oder Luft in den Stein und/oder das Metall geblasen wird, so daß der Anteil an Schwefel vorzugsweise verringert wird.Furthermore, the raw material is processed so that the The total weight of the zinc is greater than the total weight of the lead in the raw material fed to the oxidation furnace al, being oxygen or oxygen enriched air or air is blown into the stone and / or the metal, so that the proportion of sulfur is preferably reduced.

Die Verteilung des Zinks in dem Rauch und der Schlacke wird im folgenden näher erläutert.The distribution of the zinc in the smoke and the slag will explained in more detail below.

Das ZnS in dem Rohmaterial wird mit Sauerstoff zum Reagie ren gebracht, und ZnO-Teilchen und SO₂ entstehen nach fol gender Gleichung (1):
The ZnS in the raw material is reacted with oxygen, and ZnO particles and SO ₂ are formed according to the following equation (1):

ZnS(s) + 3/2 O₂(g) → ZnO(s) + SO₂(g) (1)ZnS (s) + 3/2 O ₂ (g) → ZnO (s) + SO ₂ (g) (1)

Die Geschwindigkeit dieser Reaktion wird bei Temperaturen von 1200°C und darüber deutlich beschleunigt. Aus diesem Grund läßt sich durch Einstellen des Grades der Sauerstoff anreicherung und/oder der Menge an zugegebenem Hilfsbrenn stoff die Reaktionstemperatur und die Temperatur der Schlacke auf 1200°C oder darüber einstellen. The rate of this reaction is at temperatures of 1200 ° C and significantly accelerated. For this The reason can be set by adjusting the degree of oxygen enrichment and / or the amount of auxiliary fuel added substance the reaction temperature and the temperature of the Set slag to 1200 ° C or above.

Wie oben erläutert, enthält die geschmolzene Schlacke gemäß der Erfindung Eisenoxide und Kieselerde, und diese ge schmolzene Schlacke wird gebildet durch die aus dem Eisen, das bis zu 10% des Rohmaterials ausmacht, gebildeten Ei senoxide, das SiO₂, welches der Hauptanteil des tauben Ge steins ist, und das Flußmittel.As explained above, the molten slag according to the invention contains iron oxides and silica, and this molten slag is formed by the iron oxides formed from the iron, which makes up up to 10% of the raw material, the SiO ₂ , which is the main part of the deaf Ge is stone, and the flux.

Die geschmolzene Schlacke ist grundsätzliche eine Schlacke vom Typ FeO-Fe₂O₃-SiO₂, jedoch wird nach Bedarf CaO als Komponente der Schlacke zugegeben, um den Schmelzpunkt her abzusetzen.The molten slag is basically a slag of the FeO-Fe ₂ O ₃ -SiO _{2 type} , but CaO is added as a component of the slag as required to lower the melting point.

Im folgenden werden die Bestandteile der geschmolzenen Tei le erläutert.The following are the components of the melted Tei le explained.

Das Fe in dem Konzentrat liegt hauptsächlich als FeS vor und da FeS in hohem Maße reaktionsfähig ist, wird es schnell oxidiert und in Eisenoxide verschiedener chemischer Formen umgesetzt. Fe₃O₄ besitzt den höchsten Schmelzpunkt dieser Eisenoxide und wird einfach separiert. Wenn Fe₃O₄ ausgeschieden ist, werden die Stoffe am Boden des Ofens veranlaßt, aufzusteigen, und schließlich wird der Vorgang deaktiviert. Um dies zu verhindern, ist es notwendig, den Anteil von Fe₃O₄ in der geschmolzenen Schlacke soweit wie möglich zu senken.The Fe in the concentrate is mainly in the form of FeS and since FeS is highly reactive, it is quickly oxidized and converted into iron oxides of various chemical forms. Fe ₃ O ₄ has the highest melting point of these iron oxides and is simply separated. When Fe ₃ O _{4 is} excreted, the substances at the bottom of the furnace are caused to rise and finally the process is deactivated. To prevent this, it is necessary to reduce the amount of Fe ₃ O ₄ in the molten slag as much as possible.

Untersuchungen der Beziehungen zwischen dem Anteil von Fe₃O₄ und S in der geschmolzenen Schlacke haben zu den in Fig. 1 dargestellten Ergebnissen geführt. In Fig. 1 ist auf der Y-Achse der Anteil von Fe₃O₄ innerhalb der geschmolze nen Schlacke aufgetragen, während auf der X-Achse der Schwefelanteil aufgetragen ist.Studies of the relationships between the proportion of Fe ₃ O ₄ and S in the molten slag have led to the results shown in FIG. 1. In Fig. 1, the proportion of Fe ₃ O _{4 is} plotted within the molten slag on the Y-axis, while the sulfur content is plotted on the X-axis.

Aus Fig. 1 ist ersichtlich, daß der Anteil von Fe₃O₄ dra stisch erhöht wird, wenn der Schwefelanteil 0,3 Gew.-% oder weniger beträgt. Aus diesen Resultaten läßt sich ohne wei teres ersehen, daß es notwendig ist, den Schwefelanteil in der geschmolzenen Schlacke auf 0,3 Gew.-% oder darüber zu halten, um das Ausfällen von Fe₃O₄ zu vermeiden. Weiterhin beträgt die obere Grenze für die Löslichkeit von Schwefel in der geschmolzenen Schlacke etwa 15 Gew.-%. Folglich be trägt der Schwefelanteil in der geschmolzenen Schlacke ge mäß der Erfindung 0,3 bis 15 Gew-%.From Fig. 1 it can be seen that the proportion of Fe ₃ O ₄ dra stically increased when the sulfur content is 0.3 wt .-% or less. From these results, it can be seen without further notice that it is necessary to keep the sulfur content in the molten slag at 0.3 wt% or above in order to avoid the precipitation of Fe ₃ O ₄ . Furthermore, the upper limit for the solubility of sulfur in the molten slag is about 15% by weight. Accordingly, the sulfur content in the molten slag according to the invention is 0.3 to 15% by weight.

Die gemäß Gleichung (1) erzeugten ZnO-Teilchen werden in der geschmolzenen Schlacke absorbiert und gehen in Lösung. Wenn der Anteil des mit dem Rohmaterial reagierenden Sauer stoffs klein ist, wird ein Teil des ZnS gemäß der nachste henden Gleichung (2) unter Erzeugung von Zn-Dampf zerlegt. Dieser Dampf wird durch die freie Luft, die durch Leckstel len in die Gasbehandlungsanlage gelangt, oder in die Anlage eingeleitet wird, in ZnO-Teilchen gemäß folgender Gleichung (3) umgesetzt und in Form von Rauch oder Staub rückgewon nen.
The ZnO particles generated according to equation (1) are absorbed in the molten slag and go into solution. If the proportion of the oxygen reacting with the raw material is small, part of the ZnS is decomposed according to the following equation (2) to generate Zn vapor. This steam is converted into ZnO particles according to the following equation (3) by the free air that enters the gas treatment system or is introduced into the system through leakages and is recovered in the form of smoke or dust.

ZnS(s) → Zn(g) + 1/2 S₂(g) (2)
ZnS (s) → Zn (g) + 1/2 S ₂ (g) (2)

Zn(g) + 1/2 O₂(g) → ZnO(s) (3)Zn (g) + 1/2 O ₂ (g) → ZnO (s) (3)

Folglich wird durch Andern des Sauerstoffanteils in Rela tion zu dem Konzentrat in dem Rohmaterial der Prozentsatz des in Rauch umgesetzten Zinks leicht reguliert.Consequently, by changing the oxygen content in Rela tion to the concentrate in the raw material the percentage of the zinc converted into smoke is easily regulated.

Allerdings wird selbst dann, wenn kein Sauerstoff zugeführt wird, ein Teil des erzeugten Zn-Dampfs gemäß der umgekehr ten Reaktion von Gleichung (2) in ZnS umgesetzt, und ist in der Schlacke enthalten, und es ist schwierig, eine Vertei lungsrate von 100 Gew.-% des Zinks in den Rauch zu erhal ten. However, even if no oxygen is supplied part of the Zn vapor generated according to the reverse reaction of equation (2) in ZnS, and is in contain the slag and it is difficult to find a distribution rate of 100% by weight of the zinc in the smoke ten.

Wenn hingegen ein starker Sauerstoffüberschuß geschaffen wird, und sämtliches ZnS in dem Rohmaterial in ZnO-Partikel umgesetzt wird, kann dies Material nicht in angemessener Weise in die Schlacke absorbiert werden, so daß ein Teil der ZnO-Teilchen als Rauch zerstäubt wird. Deshalb ist es schwierig, 100 Gew.-% des Zn in die Schlacke zu verteilen. Es ist außerdem offensichtlich, daß die Möglichkeit be steht, den Prozentsatz des in Rauch aufgehenden Zinks durch Einstellen der Schlackenmenge vorzugeben.If, on the other hand, a strong excess of oxygen is created and all ZnS in the raw material in ZnO particles is implemented, this material cannot be used in an appropriate manner Way to be absorbed into the slag so that part the ZnO particle is atomized as smoke. That's why it is difficult to distribute 100% by weight of the Zn into the slag. It is also obvious that the possibility be is the percentage of zinc that goes up in smoke Setting the amount of slag to specify.

Bei Anwendung der vorliegenden Erfindung erhebt sich die Frage, welcher Prozentsatz des Zn, der in Rauchform an fällt, von der betrieblichen Konfiguration der Schmelzan lage abhängt, in der das Beseitigen des geschmolzenen Schwefels stattfindet, so daß vorzugsweise die Konfigura tion derart ausgewählt wird, daß die Gesamt-Energiekosten der Schmelzanlage minimal sind.When using the present invention, the Question what percentage of Zn that is in smoke form falls from the operational configuration of the smelter location in which the removal of the melted Sulfur takes place, so that preferably the configuration tion is selected such that the total energy costs the melting plant are minimal.

Die in Verbindung mit einem autogenen Schmelzverfahren oder einem Bad-Schmelzverfahren eingesetzte Anlage eignet sich zur Realisierung der vorliegenden Erfindung. Wenn das er findungsgemäße Verfahren unter Zuhilfenahme einer derarti gen Anlage durchgeführt wird, beträgt die Zeit zur Errei chung der Reaktion gemäß den Gleichungen (1) und (2) etwa 1 s, was beträchtlich weniger ist als im Fall einer her kömmlichen Sinteranlage.The in connection with an autogenous melting process or A system used in a bath melting process is suitable for realizing the present invention. If he did inventive method with the aid of such a time to reach the facility reaction according to equations (1) and (2) for about 1 s, which is considerably less than in the case of one conventional sintering plant.

Die bei dem erfindungsgemäßen Verfahren anfallenden Nebel (Rauch) können in unverändeter Form verwendet werden, indem sie einem Brikettier-Prozeß zugeführt werden, der sich als nächster Prozeß anschließt. Darüberhinaus kann das durch das erfindungsgemäße Verfahren erhaltene Zink in der Schlacke in einfacher Weise rückgewonnen werden durch ein normales Schlackeverblase-Verfahren. Wenn man allerdings berücksichtigt, daß für ein solches Schlackeverblase-Ver fahren eine relativ hohe Temperatur benötigt wird, so er weist sich im Hinblick auf die Energieeinsparung das erfin dungsgemäße Verfahren, bei dem Schlacke bei einer Tempera tur von 1200°C oder darüber erhalten wird, als extrem vor teilhaft.The mist produced in the method according to the invention (Smoke) can be used in unchanged form by they are fed into a briquetting process which turns out to be next process follows. In addition, this can be done by zinc obtained in the process according to the invention Slag can be easily recovered through a normal slag blowing process. However, if you takes into account that for such a slag blending Ver drive a relatively high temperature is required, he said the inventions prove in terms of energy saving method according to the invention, in the slag at a tempera is obtained from 1200 ° C or above, as extreme before partial.

Wenn Zink das aus der Schlacke rückgewonnene Hauptprodukt ist, und das Schlackeverblase-Verfahren eingesetzt wird, nachdem Sulfidkonzentrat und nicht-brennbare Stoffe (Rauch oder Staub) durch den Oxidationsprozeß in der Schlacke ge löst sind, werden das Zink und das Blei verdampft und als verschmolzenes Zink und geschmolzenes Blei in dem Redukti onsprozeß zurückgewonnen. Bei dem Oxidationsprozeß erzeugter Stein und Metall werden aus der Schlacke separiert und zu rückgewonnen, und die nicht-brennbaren Materialien werden dem Oxidationsprozeß erneut zugeführt.If zinc is the main product recovered from the slag and the slag blowing process is used, after sulfide concentrate and non-combustible substances (smoke or dust) due to the oxidation process in the slag are dissolved, the zinc and the lead are evaporated and as molten zinc and molten lead in the reducti process recovered. Generated in the oxidation process Stone and metal are separated from the slag and closed recovered, and the non-combustible materials will be fed to the oxidation process again.

Die Oxidations- und Reduktionsprozesse können in einem Ofen durchgeführt werden, oder es können zwei Öfen eingesetzt werden, einer für jeden dieser Prozesse. Außerdem kann es sich beidem für die Reaktion des Oxidationsprozesses ver wendeten Gas um Industriesauerstoff, mit Sauerstoff ange reicherte Luft oder lediglich Luft handeln.The oxidation and reduction processes can be carried out in one furnace be carried out, or two ovens can be used become one for each of these processes. Besides, it can both for the reaction of the oxidation process applied gas to industrial oxygen, using oxygen enriched air or just air.

Wenn in dem Rohmaterial-Sulfidkonzentrat enthaltenes Fe und SiO₂ sich in die Schlacke bewegt, wird die Flußmittelzugabe so eingestellt, daß eine Schlacke mit einer Soll-Zusammen setzung erhalten wird. Das Gesamtvolumen des Zinks in einem normalen Konzentrat kann jedoch nicht von der auf diese Weise erhaltenen Menge Flußmittel absorbiert werden. Des halb muß ein Teil der Schlacke entsprechend dem Anteil von Zink innerhalb des Konzentrats erneut in den Ofen einge bracht werden. Das am meisten für eine solche Speiseschlac ke geeignete Material ist die Schlacke, die nach der Reduk tions-Verdampfung von Zn und Pb aus dem Reduktionsprozeß gemäß der Erfindung anfällt. Dieses Material kann direkt als Lösung in den Ofen eingebracht werden, oder es kann zum Zwecke der Verfestigung abgekühlt werden, um anschließend pulverisiert und mit dem Rohmaterial in der Schlacke einge blasen zu werden. Die Menge der Schlacke kann man dadurch sicherstellen, daß man die Menge des in dem Schlackenanteil enthaltenen Flußmittels heraufsetzt. Zu bevorzugen ist, wie oben ausgeführt wurde, der Einsatz von Eisen-Silicat- Schlacke oder kalkhaltiger Eisen-Silicat-Schlacke, weil das Rohmaterial relativ große Mengen Eisensulfid und SiO₂ ent hält, und weil es möglich ist, den Schmelzpunkt der Schlac ke mit CaO zu senken und die Verdampfungsrate von Zn in dem Reduktionsprozeß zu steigern.When Fe and SiO ₂ contained in the raw material sulfide concentrate move into the slag, the flux addition is adjusted so that a slag having a target composition is obtained. However, the total volume of zinc in a normal concentrate cannot be absorbed by the amount of flux thus obtained. Therefore, part of the slag must be re-introduced into the furnace according to the proportion of zinc within the concentrate. The most suitable material for such a food slag is the slag which is obtained after the reduction evaporation of Zn and Pb from the reduction process according to the invention. This material can be introduced directly into the furnace as a solution, or it can be cooled for the purpose of solidification and then pulverized and blown into the slag with the raw material. The amount of slag can be ensured by increasing the amount of flux contained in the slag portion. As stated above, the use of iron-silicate slag or calcareous iron-silicate slag is preferred because the raw material contains relatively large amounts of iron sulfide and SiO ₂ and because it is possible to use the melting point of the slag Lower CaO and increase the evaporation rate of Zn in the reduction process.

Wenn die Temperatur der Schlacke gesenkt wird, nimmt das Reaktionsvermögen mit der Schlacke des Konzentrats, das in die Schlacke eingeblasen wird, drastisch ab, und in dem Ofen fallen große Volumenmengen nicht-geschmolzenen Materi als an. Ist andererseits die Temperatur zu hoch, so wird der größere Anteil nicht nur des Bleis, sondern auch des Zinks zu Rauch, der aus nicht-brennbaren Materialien be steht, die aus dem Ofen gestreut werden, so daß der Anteil des in den Ofen zurückgeführten Rauchs zunimmt, während der Schmelzwirkungsgrad beträchtlich sinkt. Die Temperatur der Schlacke gemäß der Erfindung beträgt daher 1150°C bis 1300°C.If the temperature of the slag is lowered, that will decrease Reactivity with the slag of the concentrate, which in the slag is blown off, drastically, and in that Furnaces drop large volumes of unmelted material than on. On the other hand, if the temperature is too high, then the larger proportion not only of lead, but also of Zinc to smoke, which be made of non-combustible materials stands, which are strewn from the oven, so that the proportion of the smoke returned to the oven increases while the Melting efficiency drops considerably. The temperature of the Slag according to the invention is therefore from 1150 ° C to 1300 ° C.

Das Fe/SiO₂-Verhältnis in der Schlacke steht in Beziehung zu dem Anteil von Magnetit in der Schlacke und dem Schmelz punkt der Schlacke. Beträgt das Fe/SiO₂-Verhältnis weniger als 0,7, so sinkt der Anteil des Magnetits, jedoch ist der Schmelzpunkt der Schlacke 1300°C oder höher. Übersteigt das Verhältnis den Wert von 1,46, so sinkt der Schmalzpunkt der Schlacke, jedoch nimmt der Prozentsatz an Magnetit inner halb der Schlacke zu, und das Magnetit trennt sich von der Schlackenschicht und sammelt sich am Boden des Ofens an, was zu einem unvorteilhaften Ansteigen des Bodensatzes am Ofenboden führt.The Fe / SiO ₂ ratio in the slag is related to the proportion of magnetite in the slag and the melting point of the slag. If the Fe / SiO ₂ ratio is less than 0.7, the proportion of magnetite decreases, but the melting point of the slag is 1300 ° C or higher. If the ratio exceeds 1.46, the slag's lard point decreases, but the percentage of magnetite within the slag increases, and the magnetite separates from the slag layer and accumulates at the bottom of the furnace, resulting in an unfavorable one Rise of the sediment on the furnace floor leads.

Wenn weiterhin der CaO-Anteil 15 Gew.-% übersteigt, stellt sich ein hoher Schmelzpunkt der Schlacke ein, selbst dann, wenn das Fe/SiO₂-Verhältnis im Bereich von 0,70 bis 1,46 liegt. Demzufolge ist es notwendig, den Prozentsatz von CaO auf 15 Gew.-% oder weniger zu senken. Weil CaO in dem Kon zentrat oder in dem Rauch in kleinen Mengen vorhanden ist, kann man den CaO-Anteil der Schlacke nicht auf 0 drücken.Furthermore, if the CaO content exceeds 15% by weight, the slag has a high melting point even if the Fe / SiO ₂ ratio is in the range of 0.70 to 1.46. As a result, it is necessary to lower the percentage of CaO to 15% by weight or less. Because CaO is present in small amounts in the concentrate or in the smoke, the CaO content of the slag cannot be reduced to 0.

Allerdings beträgt der Anteil von Zn in dem Konzentrat nor malerweise etwa 50 Gew.-%. Da der Anteil von Zink in der Schlacke gesenkt wird, muß der Anteil behandelter Schlacke in dem Reduktionsofen erhöht werden. Die Untergrenze für den Zinkanteil in der Schlacke wird zu einem Problem der Produktionseffizienz. Ein normalerweise tolerierbarer Be reich beträgt etwa das drei- bis vierfache der Menge des Rohmaterials, und wenn dies berücksichtigt wird, muß der Zinkanteil innerhalb der Schlacke 15 Gew.-% oder mehr be tragen. Weiterhin beträgt im Hinblick auf die Schlacke ge mäß der Erfindung die Grenze für die Lösbarkeit des Zinks etwa 25 Gew.-%, in der Praxis werden jedoch 25 Gew.-% nicht überschritten.However, the proportion of Zn in the concentrate is nor sometimes about 50% by weight. Since the proportion of zinc in the Slag is reduced, the proportion of treated slag be increased in the reduction furnace. The lower limit for the zinc content in the slag becomes a problem of Production efficiency. A normally tolerable Be rich is about three to four times the amount of Raw material, and if this is taken into account, the Zinc content within the slag be 15% by weight or more wear. Furthermore, with regard to the slag is ge according to the invention the limit for the solubility of the zinc about 25% by weight, but in practice 25% by weight will not exceeded.

Weiterhin ergeben sich folgende Gründe dafür, daß der Schwefelanteil in der Schlacke auf einen Wert im Bereich von 0,5 bis 3 Gew.-% eingestellt wird. Wenn der Schwefelan teil weniger als 0,5 Gew.-% beträgt, nimmt der Anteil von Magnetit in der Schlacke spürbar zu, der Magnetit trennt sich aus der Schlackenschicht und verfestigt sich am Boden des Ofens. Ist der Anteil größer als 3 Gew.-%, so ist es möglich, ein Absondern des Magnetits zu verhindern. Aller dings wird der Schwefel in dem Reduktionsprozeß verdampft und vermischt sich mit dem Gas, und wenn es in dem Konden sator zur Kondensation kommt, reagiert der Schwefel mit dem Zink unter Bildung von ZnS. Dieses ZnS verfestigt sich und scheidet sich am Einlaß des Kondensators ab, wo es den Be trieb behindert. Um derartige Probleme zuverlässig zu ver hindern, ist es wünschenswert, einen Schwefelanteil von 1 bis 2 Gew.-% zu haben.Furthermore, there are the following reasons that the Sulfur content in the slag to a value in the range is set from 0.5 to 3 wt .-%. If the sulfur is less than 0.5 wt .-%, the proportion of Magnetite in the slag noticeably closes, the magnetite separates out of the slag layer and solidifies on the ground of the oven. If the proportion is greater than 3% by weight, it is possible to prevent the magnetite from being secreted. Everything However, the sulfur is evaporated in the reduction process and mixes with the gas and when it's in the condensate comes to condenser, the sulfur reacts with the Zinc to form ZnS. This ZnS solidifies and separates at the inlet of the condenser, where the Be urged disabled. To reliably ver such problems , it is desirable to have a sulfur content of 1 to have 2% by weight.

Wenn in das Pb enthaltende Rohmaterial ein Gas eingeblasen wird, was eine Reaktion zur Erzeugung dieses Typs von Schlacke veranlaßt, wird ein Teil des in dem Rohmaterial vorhandenen Bleis zu Stein und/oder Metall. Im Vergleich zu dem beim ISP-Verfahren erhaltenen Material ist dieser Stein oder dieses Metall reich an Schwefel, und wenn das Material direkt in dieser Form zur Elektrolyse verwendet wird, kann man kein metallisches Blei erhalten. Aus diesem Grund ist es notwendig, den Stein und/oder das Metall mit einem oxi dierenden Gas reagieren zu lassen, um metallisches Blei zu erhalten, dessen Schwefelanteil niedrig genug für die di rekte elektrolytische Raffinerierung ist. Dieser Oxidati onsprozeß kann auch parallel mit der Oxidation des Konzen trats in einem Oxidationsofen durchgeführt werden, oder aber der Stein oder das Metall wird aus dem Oxidationsofen entfernt und in einem weiteren Ofen dem Oxidationsprozeß zugeführt. Für den Fall, daß der erstgenannte Oxidations prozeß verwendet wird, muß das Oxidationsgas direkt in die Stein- oder Metallschicht eingeblasen werden, ohne daß es in Berührung mit der Schlackeschicht kommt.When a gas is blown into the raw material containing Pb becomes what a reaction to generating this type of Slag causes part of that in the raw material existing lead to stone and / or metal. Compared to The material obtained from the ISP process is this stone or this metal is high in sulfur, and if the material can be used directly in this form for electrolysis you don't get any metallic lead. For this reason it is necessary to the stone and / or the metal with an oxi reacting gas to react with metallic lead obtained, the sulfur content low enough for the di right electrolytic refining. That oxidati The process can also be carried out in parallel with the oxidation of the concentrate can be carried out in an oxidation furnace, or but the stone or metal becomes from the oxidation furnace removed and in another furnace the oxidation process fed. In the event that the former oxidation process is used, the oxidizing gas must be directly in the Stone or metal layer can be blown in without it comes into contact with the slag layer.

In dem durch diese Reaktion entstehenden Abgas liegen Zink und Blei und dergleichen als Oxide oder Sulfate oder der gleichen vor. Deshalb müssen diese Stoffe in Form von Rauch oder Staub (nicht-brennbare Materialien) rückgewonnen wer den. Es bestehen keine besonderen Beschränkungen, was die Anlage zur Durchführung dieser Rückgewinnung angeht. Man kann einen her kömmlichen elektrostatischen Abscheider oder Sackfilter verwanden. Die rückgewonnen Nebel oder Stäube besitzen im allgemeinen einen hohen Schwefelanteil und eig nen sich deshalb nicht zur Rückführung in den Reduktions ofen. Deshalb werden diese Stoffe in den Oxidationsofen zu rückgeführt. Der Rauch oder der Staub kann mit dem Konzen trat zur Rezirkulation vermischt werden, oder er kann von dem Konzentrat separiert und einem Ofen eines anderen Sy stems zugeführt werden. Außerdem kann es sich bei dem Oxi dationsgas um Industriesauerstoff, mit Sauerstoff angerei cherte Luft und um Luft handeln.Zinc is present in the exhaust gas resulting from this reaction and lead and the like as oxides or sulfates or the same before. Therefore, these substances must be in the form of smoke or dust (non-combustible materials) is recovered the. There are no particular restrictions on what the Plant for carrying out this recovery. Man can be a conventional electrostatic precipitator or Related bag filters. The recovered mist or dusts generally have a high sulfur content and own are therefore not to be returned to the reduction oven. Therefore, these substances are added to the oxidation furnace returned. The smoke or the dust can with the conc occurred for recirculation to be mixed, or it can be from the concentrate separated and an oven from another Sy be supplied to stems. The Oxi dation gas around industrial oxygen, enriched with oxygen air and act as air.

Der Hauptanteil des Zinks und ein Teil des Bleis in dem Konzentrat sind hauptsächlich in der Form des oxidierten Materials in der durch den Oxidationsprozeß entstehenden Schlacke gelöst. Um das Zink und das Blei aus der Schlacke rückzugewinnen, ist es notwendig, die Schlacke einem Reduk tionsprozeß unter Verwendung eines Reduktionsmittels zuzu führen, um auf diese Weise das Zink und das Blei im An schluß an die Kondensierung zu reduzieren und zu verdamp fen. Die Reduktion der Schlacke erfolgt grundsätzlich in der gleichen Weise wie beim Schlackenverblase-Verfahren. Schweres Öl, Kohlestaub, Koks, Reduktionsgas und derglei chen können als Reduktionsmittel eingesetzt werden. Dann wird, wie oben erläutert, unter Verwendung eines Ofens zu nächst der Oxidationsprozeß durchgeführt, und nach dem Stein oder Metall beseitigt ist, läßt sich die verbleibende Schlacke in dem Reduktionsprozeß einfach handhaben. Bei Verwendung von zwei Öfen kann der Oxidationsprozeß in dem einem Ofen erfolgen, während dann in dem anderen Ofen der Schlacke-Reduktionsprozeß stattfindet.The main part of the zinc and part of the lead in the The concentrate is mainly in the form of the oxidized Material in the resulting from the oxidation process Loosened slag. About the zinc and the lead from the slag to recover, it is necessary to slag a reduk tion process using a reducing agent lead to zinc and lead in this way to reduce condensation and evaporate fen. The slag is generally reduced in the same way as in the slag blowing process. Heavy oil, coal dust, coke, reducing gas and the like Chen can be used as a reducing agent. Then is, as explained above, using an oven next the oxidation process is carried out, and after the Stone or metal is removed, the remaining can Easily handle slag in the reduction process. At Using two furnaces can reduce the oxidation process in the one oven, while in the other oven the Slag reduction process takes place.

Zink und Blei befinden sich als metallische Dämpfe in dem Abgas, das beim Reduktionsprozeß entsteht. Deshalb ist es vorzuziehen, die Zink- und Bleidämpfe unter Verwendung ei nes Bleispritzer-Kondensators rückzugewinnen, wie er im ISP-Verfahren eingesetzt wird. Das auf diese Weise gewon nene Zink und Blei kann entsprechend dem eigentlichen ISP- Prozeß verarbeitet werden. Andererseits kann ein Teil der Schlacke nach Abschluß der Reduktion und Verdampfung entwe der unverändert dem Oxidationsprozeß wieder zugeführt wer den, oder kann nach Abkühlung und Verfestigung mit dem Roh material in Pulverform vermischt werden, oder kann unabhän gig in den Oxidationsofen eingeblasen werden.Zinc and lead are in the form of metallic vapors Exhaust gas generated during the reduction process. That's why it is preferable to use the zinc and lead vapors recover a lead splash capacitor, as in the ISP procedure is used. That won in this way The zinc and lead can be Process to be processed. On the other hand, part of the Slag after completion of the reduction and evaporation who unchanged fed back to the oxidation process the, or after cooling and solidifying with the raw material in powder form, or can be independent be blown into the oxidation furnace.

Normalerweise wird Blei leichter in Rauch oder Staub umge wandelt als Zink. Wenn also ein ziemlich hoher Prozentsatz Blei in dem Rohmaterial enthalten ist, nimmt der Anteil von Rauch (Nebel) oder Staub zu, so daß die an dem Abhitzekes sel anhaftende Menge beträchtlich ist, so daß es Schwierig keiten bereitet, die Abgasbehandlungsanlage einzusetzen. Um dies zu vermeiden, wird vorzugsweise sichergestellt, daß die Gesamtmenge an Zink, die dem Oxidationsofen zugeführt wird, größer ist als die Gesamtmenge Blei. Weiterhin ist es wünschenswert, die Gesamtmenge Zink mindestens doppelt so hoch anzusetzen wie die Gesamtmenge Blei.Usually, lead is more easily converted to smoke or dust converts as zinc. So if a fairly high percentage Lead is contained in the raw material, the proportion of Smoke (fog) or dust too, so that on the heat sink The amount attached is considerable, making it difficult ready to use the exhaust gas treatment system. Around To avoid this, it is preferably ensured that the total amount of zinc fed to the oxidation furnace is greater than the total amount of lead. Furthermore it is desirable, the total amount of zinc at least twice high as the total amount of lead.

Example I

Das erfindungsgemäße Verfahren wird bei einem Pilot- Schmelzofen für autogenes Schmelzen durchgeführt.The method according to the invention is used in a pilot Melting furnace carried out for autogenous melting.

Der in Fig. 2 dargestellte Pilot-Schmelzofen enthält einen 4-Meter hohen Ofenschacht 10, mit einem Innendurchmesser von 1,5 m, und einen 5,25 Meter langen Abscheider 20, mit einem Innendurchmesser von 1,5 m. Ein Sauerstoff-Brenn stoff-Brenner 14 mit einer Konzentratrutsche 12 ist am Kopf des Ofenschachts 10 angeordnet. Ein Ende des Abscheiders 20 ist kombiniert mit dem Ofenschacht 10, während das andere Ende des Abscheiders 20 mit einem Rauch- und Ruß-Ableitka nal 22 versehen ist.The pilot melting furnace shown in FIG. 2 contains a 4-meter-high furnace shaft 10 , with an inner diameter of 1.5 m, and a 5.25-meter-long separator 20 , with an inner diameter of 1.5 m. An oxygen-fuel burner 14 with a concentrate slide 12 is arranged at the top of the furnace shaft 10 . One end of the separator 20 is combined with the furnace shaft 10 , while the other end of the separator 20 is provided with a smoke and soot Ableitka channel 22 .

Der Pilot-Schmelzofen nach Fig. 2 wurde mit Rohmaterial der in Tabelle 1 dargestellten Zusammensetzung betrieben, und es wurden Testläufe durchgeführt mit den bei Nr. I-1 und I- 2 in Tabelle 2 angegebenen Bedingungen. Die Ergebnisse die ser Testläufe sind in der Tabelle unter Nr. I-1 bzw. Nr. I- 2 angegeben. Ein Vergleich von Nr. I-1 und Nr. I-2 zeigt, daß, wenn das Gesamtflußverhältnis erhöht wurde (wie in Ta belle 2 gezeigt), das Verhältnis der Zinkverdampfung (gemäß Tabelle 3) abnimmt. Um also einen großen Anteil der Zink verteilung auf den Rauch zu erhalten, kann man das Gesamt- Flußverhältnis herabsetzen. Das Gesamt-Flußverhältnis kann man erhöhen, um den Anteil des in Rauch aufgehenden Zinks gering zu halten.The pilot-melting furnace according to Fig. 2 was operated with a raw material of the composition shown in Table 1, and test runs were carried out with the in Nos. I-1 and I-2 in Table 2 indicated conditions. The results of these test runs are given in the table under No. I-1 and No. I-2. A comparison of No. I-1 and No. I-2 shows that when the total flow ratio was increased (as shown in Table 2), the zinc evaporation ratio (according to Table 3) decreases. In order to get a large share of the zinc distribution on the smoke, the total flow ratio can be reduced. The total flow ratio can be increased in order to keep the amount of zinc rising in smoke low.

Example II

Das erfindungsgemäße Verfahren wurde angewendet bei einem Pilot-Schmelzofen eines Bad-Schmelzsystems.The method according to the invention was applied to a Pilot melting furnace of a bath melting system.

Dieser Pilot-Schmelzofen besaß gemäß Fig. 3 denselben Auf bau wie beim Beispiel I, mit der Ausnahme, daß anstelle des Sauerstoff-Brennstoff-Brenners 14 nach Fig. 2 eine Blaslan ze 16 und ein Blastank 18, ein Sauerstoff-Brennstoff-Bren ner 24 in der Seitenwand und der Ofenschacht 10 mit einer Höhe von 2,8 m vorgesehen waren. Bei diesem Pilot-Schmelz ofen wurden Testläufe durchgeführt, indem das Rohmaterial mit der in Tabelle 1 angegebenen Zusammensetzung gemeinsam mit einem Luftträger und Sauerstoff (Industriesauerstoff mit einer Reinheit von 90%) unter Vewendung der Lanze 16 in die Schlackeschicht innerhalb des Ofens eingeblasen wurde. This pilot furnace possessed of FIG. 3 the same on construction as in Example I, except that instead of the oxygen-fuel burner 14 of FIG. 2 is a Blaslan ze 16 and a blow tank 18, an oxygen-fuel Bren ner 24 in the side wall and the furnace shaft 10 were provided with a height of 2.8 m. Test runs were carried out on this pilot melting furnace by blowing the raw material with the composition given in Table 1 together with an air carrier and oxygen (industrial oxygen with a purity of 90%) into the slag layer inside the furnace using lance 16 .

Die Bedingungen für die Testläufe sind unter Nr. II-1 und Nr. II-2 in Tabelle 2 angegeben. Die Resultate der Test läufe sind in Tabelle 3 unter Nr. II-1 bzw. Nr. II-2 ange geben. Ein Vergleich von Nr. II-1 und Nr. II-2 in Tabelle 3 zeigt, daß auch beim Badschmelzen die gleichen Ergebnisse wie beim Beispiel I erhalten wurden.The conditions for the test runs are listed under No. II-1 and No. II-2 given in Table 2. The results of the test runs are listed in Table 3 under No. II-1 and No. II-2 give. A comparison of No. II-1 and No. II-2 in Table 3 shows that the same results also in bath melting as obtained in Example I.

Example III

Hierbei wurde der Testbetrieb durchgeführt, indem das Roh material mit der Zusammensetzung gemäß Tabelle 1 gemeinsam mit einem Luftträger unter Verwendung der Lanze 16 und un ter den Bedingungen gemäß Nr. III-1 in Tabelle 2 in die Schlackeschicht innerhalb des Ofens eingeblasen wurde, wo bei der gleiche Pilot-Schmelzofen wie beim Beispiel II ein gesetzt wurde. Bei diesem Test wurde ein Teil des FeS in dem Zn-Konzentrat oxidiert, durch bloße Zufuhr des Sauer stoffs in der Luft für die notwendige Oxidation. Gemäß den Bedingungen hätte sich praktisch das gesamte ZnS gemäß der Reaktion (2) zerlegt. Die Resultate gemäß Nr. III-1 in Ta belle 3 zeigen, daß der Schwefel bis zu 12,9 Gew.-% der Schlacke ausmachte, an stellenweisen Proben wurden Resul tate mit so hohen Schwefelkonzentrationen wie 15 Gew.-%. er mittelt. Das Zink zeigte ein hohes Verdampfungsverhältnis von 71,8%.Here, the test operation was carried out by the raw material with the composition according to Table 1 together with an air carrier using lance 16 and un ter the conditions according to No. III-1 in Table 2 in the Slag layer was blown inside the furnace where in the same pilot melting furnace as in Example II was set. In this test, part of the FeS was in the Zn concentrate is oxidized by simply adding the acid in the air for the necessary oxidation. According to the Practically the entire ZnS would have been subject to the conditions Reaction (2) disassembled. The results according to No. III-1 in Ta belle 3 show that the sulfur up to 12.9 wt .-% of Slag was identified, and in some samples samples became resul acts with sulfur concentrations as high as 15% by weight. he averages. The zinc showed a high evaporation ratio of 71.8%.

Aus diesen Ergebnissen ist ersichtlich, daß die Menge des bei der Reaktion verwendeten Sauerstoffs beschränkt war, und das Gesamt-Flußverhältnis für die Rückgewinnung des Zinks in Form von Staub oder Rauch (Nebel) gering war.From these results it can be seen that the amount of oxygen used in the reaction was limited, and the total flow ratio for the recovery of the Zinc in the form of dust or smoke (fog) was low.

Example IV

Dieser Testbetrieb wurde unter den gleichen Bedingungen wie im Beispiel III durchgeführt, mit der Ausnahme, daß auf die Schlackenoberfläche innerhalb des Abscheiders 20400 Nm³/h Luft geblasen wurden. Die Bedingungen für den Testbetrieb sind in Tabelle 2 unter IV-1, die Resultate in Tabelle 3 unter Nr. IV-1 angegeben. Aus den Resultaten gemäß Nr. IV-1 in Tabelle 3 ist ersichtlich, daß der Schwefelanteil in der Schlacke gering war, während das Zink durch Verdampfung aus der Schlacke entfernt wurde, so daß der Zinkanteil in der Schlacke ebenfalls niedrig war. Das Verdampfungs- oder Ver flüchtigungsverhältnis des Zinks und das Verhältnis des Rauchs oder des Staubs erweisen sich als noch größer als bei Nr. III-1. Dies deshalb, weil die Luft auf die Oberflä che der Schlacke geblasen wurde, so daß die mit dem Zink an der Schlackenoberfläche reagierende Menge Sauerstoff höher war.This test operation was carried out under the same conditions as in Example III, with the exception that 20,400 Nm ³ / h of air were blown onto the slag surface within the separator. The conditions for the test operation are given in Table 2 under IV-1, the results in Table 3 under No. IV-1. From the results according to No. IV-1 in Table 3, it can be seen that the sulfur content in the slag was low, while the zinc was removed from the slag by evaporation, so that the zinc content in the slag was also low. The evaporation or volatilization ratio of the zinc and the ratio of the smoke or dust prove to be even greater than in No. III-1. This is because the air was blown onto the surface of the slag so that the amount of oxygen reacting with the zinc on the surface of the slag was higher.

Es ist also möglich, das Verhältnis des in Rauch oder Staub aufgehenden Zinks dadurch einzustellen, daß man die Menge Sauerstoff erhöht oder erniedrigt.So it is possible to get the ratio of smoke or dust setting rising zinc by adjusting the amount Oxygen increases or decreases.

Example V

Der in Fig. 4 dargestellte Pilot-Schmelzofen besitzt einen 2,8 m hohen Reaktionsschacht 10 mit einem Innendurchmesser von 1,5 m und einen 5,25 m langen Abscheider 20, mit einem Innendurchmesser von 1,5 m. Ein Ende des Abscheiders 20 ist mit dem Reaktionsschacht 10 verbunden, das andere Ende des Abscheiders 20 ist mit einem Rauch- und Rußabzugkanal 22 versehen.The pilot melting furnace shown in FIG. 4 has a 2.8 m high reaction shaft 10 with an inner diameter of 1.5 m and a 5.25 m long separator 20 with an inner diameter of 1.5 m. One end of the separator 20 is connected to the reaction shaft 10 , the other end of the separator 20 is provided with a smoke and soot exhaust duct 22 .

In den oberen Abschnitt des Reaktionsturms 10 wird eine er ste Blaslanze 16 mit einem Durchmesser von 2,5 cm einge führt. Eine Sauerstoff-Rohmaterial-Mischapparatur 17, die Sauerstoff mit Rohmaterial vermischt, ist mit der ersten Lanze 16 gekoppelt, und an die Mischapparatur 17 ist eine Rohmaterial-Luftblasapparatur 18 angeschlossen. In the upper section of the reaction tower 10 , a ste blowing lance 16 with a diameter of 2.5 cm is introduced. An oxygen-raw material mixing apparatus 17 that mixes oxygen with raw material is coupled to the first lance 16 , and a raw material air blowing apparatus 18 is connected to the mixing apparatus 17 .

Ein Sauerstoff-Schweröl-Brenner 24 und ein wärmehaltender Schwerölbrenner 25 sind aneinander gegenüberliegenden Sei tenwänden des Abscheiders 20 vorgesehen.An oxygen-heavy oil burner 24 and a heat-holding heavy oil burner 25 are provided on opposing side walls of the separator 20 .

Unterhalb des wärmehaltenden Schwerölbrenners 25 ist ein Schlackenloch 26 so ausgebildet, daß Schlacke 28 auslaufen kann.Below the heat-holding heavy oil burner 25 , a slag hole 26 is formed so that slag 28 can run out.

In einem Teil einer Seitenwand des Abscheiders 20 ist ein Abstichloch 32 vorgesehen, über das der Stein und/oder das Metall 30 abgezogen werden können, die sich unter der Schlacke 28 angesammelt haben.A tap hole 32 is provided in part of a side wall of the separator 20 , through which the stone and / or the metal 30 , which have accumulated under the slag 28 , can be drawn off.

Der Pilot-Schmelzofen nach Fig. 4 wurde mit einer Rohmate rialzusammensetzung gemäß Tabelle 4 betrieben. Es wurden Tests gemäß Nr. V-1 bis Nr. V-11 unter den in Tabelle 5 an gegebenen Bedingungen durchgeführt. Anfangs wurde der Test auf die gleiche Weise, wie bei einem herkömmlichen Autogen- Schmelzofen durchgeführt. Die Beschickung mit Rohmaterial wurde nach Maßgabe verschiedener spezifischer Bedingungen eingestellt, es wurde Hilfsbrennstoff sowie mit Sauerstoff angereicherte Luft vom oberen Abschnitt des Reaktions schachts her in den Schacht 10 eingeblasen und es wurde ge schmolzene Schlacke gebildet.The pilot-melting furnace according to Fig. 4 was treated with a Rohmate rialzusammensetzung according to Table 4 operated. Tests according to No. V-1 to No. V-11 were carried out under the conditions given in Table 5. Initially, the test was carried out in the same manner as that of a conventional oxyacetylene furnace. The feed with raw material was adjusted in accordance with various specific conditions, auxiliary fuel and oxygen-enriched air were blown in from the upper section of the reaction shaft into the shaft 10, and molten slag was formed.

Dann wurde die, einen Durchmesser von 2,5 cm aufweisende, erste Blaslanze 16 im oberen Abschnitt des Reaktions schachts 10 derart in Betrieb genommen, daß der Blasauslaß von der Oberfläche der Schlacke einen Abstand von 30 cm be saß, um die Rohmaterialcharge zusammen mit mit Sauerstoff angereicherter Luft (70 Volumen-% Sauerstoffanteil) in die Schlacke einzublasen. Die Kompensierung für die zum Schmel zen des Konzentrats erforderliche Wärme und des Wärmever lusts aus dem Abscheider 20 usw. erfolgte mit Hilfe des wärmehaltenden Schwerölbrenners 25, der in der einen Sei tenwand des Abscheiders 20 angeordnet ist. Als Reaktions luft für die Verbrennung im Schwerölbrenner 25 an der Seite des Reaktionsschachts wurde mit 70 Volumen-% Sauerstoff an gereicherte Luft verwendet, während für den Schwerölbrenner 25 an der Seite des Schlackelochs Umgebungsluft eingesetzt wurde.Then, the 2.5 cm diameter, first blowing lance 16 in the upper section of the reaction shaft 10 was put into operation such that the blowing outlet was 30 cm from the surface of the slag to be the raw material batch together with Blowing oxygen-enriched air (70% oxygen by volume) into the slag. The compensation for the heat required for melting the concentrate and the heat loss from the separator 20 etc. was carried out with the help of the heat-retaining heavy oil burner 25 , which is arranged in one side wall of the separator 20 . As reaction air for the combustion in the heavy oil burner 25 on the side of the reaction shaft with 70% by volume oxygen in enriched air was used, while ambient air was used for the heavy oil burner 25 on the side of the slag hole.

Dazu wurden für das Beschickungsmaterial die Konzentrate, Rauch oder Staub, und Flußmittel gemäß Tabelle 4 miteinan der getrocknet, dann geschmischt, und gemäß Tabelle 5 ein gestellt. Bei der Einstellung der Verhältnisse wurde die zu behandelnde Konzentratmenge auf 300 kg/h eingestellt, wäh rend die Mengen für Rauch und Staub, Flußmittel, Schweröl und Sauerstoff so eingestellt wurden, daß der Soll-Betrieb ermöglicht wurde.For this purpose the concentrates for the feed material, Smoke or dust, and fluxes according to Table 4 the dried, then mixed, and according to Table 5 posed. When the conditions were set, the Treating concentrate amount set to 300 kg / h, wuh the quantities for smoke and dust, flux, heavy oil and oxygen were set so that the target operation was made possible.

Die gebildete Schlacke wurde grundsätzlich alle vier Stun den über das in Fig. 4 dargestellte Schlackenloch 26 in eine Pfanne abgelassen. Es wurde eine Temperaturmessung durchgeführt, und es wurde eine Probe für die Fluoreszenz- Röntgenstrahlanalyse aus der ersten Hälfte und aus der letzten Hälfte des abgezogenen Materials entnommen. Der Stein und/oder das Metall wurden, wann immer möglich, aus dem Abstichloch 32 abgezogen. Bei jeder Gelegenheit wurden etwa 0,5 Tonnen abgezogen, und dabei wurde auch eine Probe für Analysezwecke entnommen. Das Vorhandensein des Steins und/oder des Metalls wurde bestätigt durch Einführen eines Meßstabs in die Flüssigkeit. Hierzu wurde der Meßstab durch ein Meßloch eingeführt, welches in der Abdeckung des Ab scheiders ausgebildet war. Nach dem Zurückziehen des Meß stabs wurde der Zustand der an dem Meßstab haftenden Flüs sigkeit beobachtet. The slag formed was basically discharged into a pan every four hours via the slag hole 26 shown in FIG. 4. A temperature measurement was performed and a sample for fluorescence X-ray analysis was taken from the first half and from the last half of the stripped material. The stone and / or metal were withdrawn from tap hole 32 whenever possible. About 0.5 tonnes were withdrawn at every opportunity, and a sample was taken for analysis. The presence of the stone and / or the metal was confirmed by inserting a dipstick into the liquid. For this purpose, the dipstick was inserted through a measuring hole, which was formed in the cover of the separator. After the dipstick was withdrawn, the state of the liquid adhering to the dipstick was observed.

Die Ergebnisse sind in Tabelle 6 dargestellt. Sämtliche Produkte wurden intermitierend abgezogen, jedoch wurde die Schlacke in vergleichsweise kurzen Zeitabständen von 3 bis 4 Stunden abgezogen. Die Menge des jeweils abgezogenen Ma terials war ziemlich groß und lag bei 1,6 bis 2,0 Tonnen, so daß die Ergebnisse zuverlässig waren. The results are shown in Table 6. All Products were withdrawn intermittently, but the Slag in comparatively short intervals of 3 to Deducted 4 hours. The amount of the subtracted Ma terials was quite large and was 1.6 to 2.0 tons, so the results were reliable.

Die Nebel oder Stäube wurden kontinuierlich in einer Staub kammer und einem elektrostatischen Abscheider gesammelt, und detailliert gewägt. Deshalb ergab sich keinerlei Pro blem bei der Bestimmung der jeweiligen Staubmenge.The mists or dusts were continuously in a dust chamber and an electrostatic precipitator collected, and weighed in detail. Therefore, there was no pro problem in determining the respective amount of dust.

Allerdings konnte das Steinmaterial nicht abgezogen werden, bevor eine Menge des Materials sich angesammelt hatte, und das Material konnte nicht vollständig ausgetragen werden. Deshalb war die Messung nicht genau. Das Metall konnte nicht separat von dem Steinmaterial abgezogen werden, so daß, nach dem das Material an dem Meßstab haftete und sich das Steinmaterial verfestigt hatte, der Boden der Pfanne untersucht wurde, um das Vorhandensein oder das Fehlen von Metall festzustellen.However, the stone material could not be removed before a lot of the material had accumulated, and the material could not be completely discharged. Therefore the measurement was not accurate. The metal could not be deducted separately from the stone material, so that after which the material adhered to the dipstick and itself the stone material had solidified, the bottom of the pan was examined to determine the presence or absence of Metal.

Jeder in den Tabellen 5 und 6 dargestellte Test soll nun im einzelnen unter Bezugnahme auf die Testnummer erläutert werden.Each test shown in Tables 5 and 6 should now be in individual explained with reference to the test number become.

Example V-1

Für das Beispiel V-1 wurde der Betrieb mit Einstellungen vorgenommen, gemäß denen eine Schlacketemperatur von 1250°C, ein Schwefelgehalt von 1,5% und ein Fe/SiO-Ver hältnis von 0,9 ein CaO-Anteil von 5 Gew.-%, und ein Zink anteil von 20 Gew.-% erhalten wurde, wobei sich eine Schlacke bildete, die im wesentlichen dem angestrebten Ziel entsprach. Es wurden kleine Mengen Stein und Staub erhal ten, jedoch konnte die Bildung von Metall bei der Durchfüh rung des Beispiels V-1 nicht bestätigt werden. For the example V-1, the operation with settings made, according to which a slag temperature of 1250 ° C, a sulfur content of 1.5% and an Fe / SiO ver ratio of 0.9 a CaO content of 5 wt .-%, and a zinc proportion of 20 wt .-% was obtained, with a Slag formed which was essentially the intended goal corresponded. Small amounts of stone and dust were obtained However, the formation of metal could Example V-1 cannot be confirmed.

Example V-2

Dieses Beispiel wurde ausgeführt, um den CaO-Gehalt in der Schlacke gemäß Beispiel V-1 zu reduzieren und darüberhinaus wurde das Flußmittel E weggelassen. Die Soll-Menge des Flußmittels A wurde verringert, und die Menge des Konzen trats A wurde geringfügig erhöht. Im Ergebnis erhöhte sich die Temperatur der Schlacke um 10°C, wobei der Schwefelan teil 2,6 Gew.-% betrug. Weil das Flußmittel A ursprünglich 2,4 Gew.-% CaO enthielt, fiel der Anteil CaO in der Schlac ke dann lediglich auf 1,5 Gew.-% ab. Aus diesem Ergebnis könnte man ersehen, daß es im wesentlichen möglich ist, das Konzentrat ohne CaO zu verarbeiten. Generell war das Bei spiel V-2 praktisch identisch mit dem Beispiel V-1, soweit man die Betriebsergebnisse beurteilt.This example was carried out to determine the CaO content in the Reduce slag according to Example V-1 and beyond flux E was omitted. The target amount of Flux A was reduced and the amount of concentrate step A was increased slightly. As a result, increased the temperature of the slag around 10 ° C, the sulfur part was 2.6 wt .-%. Because flux A was originally Contained 2.4 wt .-% CaO, the proportion of CaO fell in the Schlac ke then only to 1.5 wt .-%. From this result one could see that it is essentially possible that Concentrate without processing CaO. Generally the was game V-2 practically identical to example V-1, so far the operating results are assessed.

Example V-3

Dieses Beispiel wurde mit einem auf 15 Gew.-% erhöhten CaO- Anteil ausgeführt. Als ein Ergebnis des höheren CaO-Anteils sollte erwartungsgemäß der Schmelzpunkt der Schlacke sin ken. Die Soll-Schlacketemperatur nahm von 1250°C auf 1180°C ab. Während des Betriebs wurde eine größere Menge des Fluß mittels E zugegeben, so daß die Menge von Schweröl-Brenn stoff, der von dem Schwerölbrenner in dem Reaktionsschacht verbraucht wurde, auf 28 l/h zunahm.This example was made with a CaO- Share executed. As a result of the higher CaO content the melting point of the slag should be expected ken. The target slag temperature rose from 1250 ° C to 1180 ° C from. During the operation, a large amount of the river was added by E, so that the amount of heavy fuel oil substance from the heavy oil burner in the reaction shaft was consumed, increased to 28 l / h.

Beim Austragen der Schlacke ergaben sich keinerlei Hinder nisse, jedoch waren die Anteile von Zink und Blei in der Schlacke verringert, während dar Anteil an Magnetit erhöht war. Aus diesem Grund wurde ein magnetitreiches halbge schmolzenes Material zwischen Schlacke und Stein erzeugt. Darüberhinaus erreichte die Zinkmenge in der Schlacke 15,0 Gew.-%. Bei diesem Test wurde die Produktion metallischen Bleis bestätigt. There were no obstacles when discharging the slag nisse, however the proportions of zinc and lead were in the Slag decreased while the magnetite content increased was. For this reason, a magnetite-rich semi produced molten material between slag and stone. In addition, the amount of zinc in the slag reached 15.0 % By weight. In this test, the production was metallic Lead confirmed.

Als der CaO-Anteil auf 20 Gew.-% erhöht wurde, erhöhte sich der Magnetitanteil weiter um etwa 3%, der Schmelzpunkt der Schlacke erhöhte sich, und ein Teil der Schlacke verfestig te sich unter Verringerung der Größe des Staubeckens in dem Abscheider. Weiterhin wurde der Vorgang des Autragens schwierig, da beim Abziehen der Schlacke es zu Materialan häufungen im Ablaufkanal kam. Der CaO-Anteil muß deshalb weniger als 15 Gew.-% betragen.When the CaO content was increased to 20% by weight, it increased the magnetite content continues to increase by about 3%, the melting point of the Slag increased and part of the slag solidified reduced the size of the reservoir in the Separator. Furthermore, the process of signing up difficult, because when slag is removed it becomes too material accumulations in the drainage channel came. The CaO portion must therefore less than 15% by weight.

Example V-4

Dieser Test wurde mit dem Ziel durchgeführt, das halbge schmolzene Material bei einem CaO-Anteil in der Schlacke von etwa 15 Gew.-% zu beseitigen. Insbesondere wurde die Menge des Flußmittels A herabgesetzt, und die Menge des Flußmittels D wurde erhöht. Das Fe/SiO₂-Verhältnis wurde von 0,9 auf 0,7 verringert. Es wurde erwartet, daß durch das Senken des Fe/SiO₂-Verhältnisses eine beträchtliche Er höhung des Schmelzpunkts der Schlacke eintreten würde, wo bei die Soll-Schlacketemperatur auf 1300°C eingestellt wurde.This test was carried out with the aim of removing the semi-melted material at a CaO content in the slag of approximately 15% by weight. In particular, the amount of Flux A was decreased and the amount of Flux D was increased. The Fe / SiO ₂ ratio was reduced from 0.9 to 0.7. It was expected that by lowering the Fe / SiO ₂ ratio, there would be a significant increase in the melting point of the slag, where the target slag temperature was set at 1300 ° C.

Im Ergebnis verschwand das halbgeschmolzene Material, und die Menge Magnetit in der Schlacke verringerte sich um 2,5 Gew.-%. Allerdings blieb das Zink in der Schlacke unverän dert auf 15 Gew.-% und der Hauptanteil des Bleis im Rohma terial wurde zu Staub oder Nebel. Somit ist es verständ lich, daß, wenn das Fe/SiO₂-Verhältnis 0,7 oder weniger be trägt, die Schlacketemperatur hoch sein muß, weshalb wie derum das Zink und das Blei leicht verdampfen. Diese Ten denz wird durch einen hohen CaO-Anteil noch gefördert. Des halb muß das Fe/SiO₂-Verhältnis 0,7 oder größer sein. As a result, the semi-melted material disappeared and the amount of magnetite in the slag decreased by 2.5% by weight. However, the zinc in the slag remained unchanged at 15% by weight and the main part of the lead in the raw material became dust or mist. Thus, it is understandable that if the Fe / SiO ₂ ratio is 0.7 or less, the slag temperature must be high, which is why the zinc and lead evaporate easily. This tendency is further promoted by a high proportion of CaO. Therefore, the Fe / SiO ₂ ratio must be 0.7 or greater.

Example V-5

Als nächstes wurde, um den Betrieb mit niedrigem CaO-Anteil durchzuführen, die Zugabe des Flußmittels E eingestellt, und das Fe/SiO₂-Verhältnis wurde auf 0,7 eingestellt, und der Betrieb fortgesetzt. Bei diesem Test wurde ungeachtet der Tatsache, daß die Schlackentemperatur eine Höhe von 1273°C hatte, sowohl das Zink als auch das Blei leicht in der Schlacke mit einem Anteil von 19,6 bzw. von 4,9 Gew.-% absorbiert. Als Resultat wurde der Staub stark reduziert. Da der Kalkanteil niedrig war, war der Magnetitanteil nied rig, auch wenn beobachtet wurde, daß der Boden des Ofens um einen gewissen Betrag anstieg. Bei einem kontinuierlichen stabilen Betrieb unter diesen Bedingungen ist es also not wendig, eine Schlacketemperatur von 1300°C oder mehr zu er reichen. Es ist ersichtlich, daß das Beispiel V-5 gemäß der Erfindung nicht praktikabel ist. Aus diesen Erwägungen muß das Fe/SiO₂-Verhältnis 0,7 oder mehr betragen.Next, to perform the low CaO operation, the addition of the flux E was stopped, and the Fe / SiO ₂ ratio was set to 0.7, and the operation was continued. In this test, regardless of the fact that the slag temperature was 1273 ° C, both the zinc and the lead were easily absorbed in the slag at 19.6 and 4.9 wt%, respectively. As a result, the dust was greatly reduced. Because the lime content was low, the magnetite content was low even when the bottom of the furnace was observed to rise by a certain amount. With continuous stable operation under these conditions, it is necessary to reach a slag temperature of 1300 ° C or more. It can be seen that Example V-5 according to the invention is not practical. For these considerations, the Fe / SiO ₂ ratio must be 0.7 or more.

Example V-6

Bei diesem Test wurde das Konzentrat B mit niedrigem Pb-An teil anstelle des Konzentrats A verwendet. Der Soll-Wert für die Schlacketemperatur betrug 1170°C. Obschon zwischen Schlacke und Stein sich am Boden des Ofens halbgeschmolze nes Material ausbildete, wurde die Schlacke ohne Probleme abgezogen. Da die Temperatur der Schlacke jedoch nur 1167°C betrug, war die Verbrennbarkeit des Konzentrats geringfügig schlechter, und eine kleine Menge ungeschmolzener Masse setzte sich an der Schlacke fest. Dies hat jedoch keinen abträglich Einflug auf den Betriebsablauf. Nach dem das Steinmaterial abgezogen war und sich in der Pfanne verfe stigt hatte, wurde es aus der Pfanne entfernt, und es wurde das Vorhandensein von Metall bestätigt. In this test, concentrate B was low in Pb-An partly used instead of concentrate A. The target value for the slag temperature was 1170 ° C. Although between Slag and stone melted at the bottom of the furnace formed material, the slag became no problem deducted. However, since the temperature of the slag is only 1167 ° C the combustibility of the concentrate was slight worse, and a small amount of unmelted mass settled on the slag. However, this has none adverse entry to the operational process. After that Stone material had been removed and lost in the pan had removed, it was removed from the pan and it became confirmed the presence of metal.

Als unter diesen Bedingungen die Schlackentemperatur unter 1145°C sank, wurde eine große Menge ungeschmolzenen Materi als unter der Blaslanze festgestellt. Dementsprechend muß die Schlacketemperatur 1150°C oder mehr betragen.As the slag temperature under these conditions Dropped 1145 ° C, a large amount of unmelted matter than found under the blow lance. Accordingly the slag temperature is 1150 ° C or more.

Example V-7

Dieses Beispiel ist eine Fortsetzung des Beispiel V-6. Nachdem die Schlackentemperatur unter 1145°C abgesunken und das ungeschmolzene Material festgestellt war, wie oben er läutert ist, wurde das Einleiten des Flugmittels E einge stellt. Als die Schlackentemperatur auf etwa 1260°C ange stiegen war, verschwanden das halbgeschmolzene Material ebenso wie das nichtgeschmolzene Material. Entlang dem Stein bildete sich bei diesem Test Metall, jedoch reduzier te sich die Menge an Staub oder Rauch. Es stellte sich ein Zinkanteil von 25,1 Gew.-% in der Schlacke ein, jedoch war dies der maximale Zinkanteil innerhalb einer Serie von Testbetrieben. Dementsprechend war zu erwarten, daß die Obergrenze für Zink in der Schlacke 25 Gew.-% beträgt.This example is a continuation of example V-6. After the slag temperature dropped below 1145 ° C and the unmelted material was found as above is clarified, the initiation of the aircraft E was initiated poses. When the slag temperature is set at about 1260 ° C the semi-melted material disappeared just like the unmelted material. Along that Stone formed metal in this test, but reduced the amount of dust or smoke. It happened Zinc content of 25.1% by weight in the slag, however this is the maximum zinc content within a series of Test operations. Accordingly, it was expected that the The upper limit for zinc in the slag is 25% by weight.

Example V-8

Zur weiteren Reduzierung der Pb-Belastung wurde die Zufuhr von Flußmaterial A eingestellt und stattdessen Flußmittel B eingesetzt. Dies reduzierte die Pb-Beladung, und durch wei tere Erhöhung der Flußmittelzufuhr wurde das Zink in der Schlacke stark reduziert. Es ergab sich jedoch keine Erhö hung des Bodenofens, und in den Kennwerten der abgezogenen Schlacke ergab sich keine Änderung.The feed was used to further reduce the Pb load of flux material A and instead flux B used. This reduced the Pb loading, and by white Zinc was further increased in the flux supply Slag greatly reduced. However, there was no increase hung of the floor oven, and in the characteristics of the deducted There was no change in slag.

Die in dem Rohmaterial enthaltene Menge Blei war bei diesem Test gering, und deswegen wurde kein Stein oder Metall er zeugt. Hieraus ist verständlich, daß unter speziellen Be dingungen des Rohmaterials lediglich Schlacke in dem Ofen vorhanden ist. Im allgemeinen jedoch wird beim Oxidations prozeß erzeugter, das Blei enthaltender Rauch oder Staub, in den Oxidationsprozeß rückgeleitet, so daß es für die Flüssigkeit in dem Ofen ungewöhnlich ist, lediglich aus Schlacke zu bestehen.The amount of lead contained in the raw material was with this Test low and therefore no stone or metal testifies. From this it is understandable that under special Be conditions of the raw material only slag in the furnace is available. In general, however, oxidation process-produced smoke or dust containing the lead, fed back into the oxidation process, so that it for the Liquid in the oven is unusual, just made up To pass slag.

In dem letzten Teil dieses Tests wurde die Menge von Sauer stoff angereicherter Luft für das Konzentrat heraufgesetzt. Als der Schwefelanteil der Schlacke nach und nach sank, er reichte bei 0,4 Gew.-% Schwefel der Magnetit-Anteil in der Schlacke 18,3 Gew.-% und eine große Menge halbgeschmolzenes Material wurde erzeugt, wobei ein abrupter Anstieg des Bo denofens zu beobachten war. Dies kennzeichnet die Tatsache, daß der Schwefelanteil in der Schlacke 0,5 Gew.-% oder mehr betragen muß.In the last part of this test, the amount of Sauer enriched air for the concentrate. As the sulfur content of the slag gradually decreased, he with 0.4 wt.% sulfur the magnetite content in the Slag 18.3% by weight and a large amount of semi-melted Material was generated with an abrupt rise in Bo which was observed. This marks the fact that the sulfur content in the slag is 0.5% by weight or more must be.

Example V-9

Bei diesem Beispiel wurde der gleiche Typ Rohmaterial ver wendet, wie beim Beispiel V-8, die Menge Schwefel in der Schlacke wurde auf etwa 1 Gew.-% gehalten, und das Fe/SiO₂- Verhältnis betrug 1,5. Als der Schwefelanteil 1,1 Gew.-% und das Fe/SiO₂-Verhältnis 1,46 betrug, ergab sich ein Ma gnetit-Anteil von 16,4 Gew.-%, und es wurden die gleichen Phänomene beobachtet, wie in dem Fall, als der Schwefelan teil 0,4 Gew.-% betrug. Dies deutet darauf hin, daß das Fe/SiO₂-Verhältnis 1,46 oder weniger betragen muß.In this example, the same type of raw material was used as in Example V-8, the amount of sulfur in the slag was kept at about 1% by weight, and the Fe / SiO ₂ ratio was 1.5. When the sulfur content was 1.1% by weight and the Fe / SiO ₂ ratio was 1.46, the magnetite content was 16.4% by weight, and the same phenomena as in that were observed Case when the sulfur content was 0.4% by weight. This indicates that the Fe / SiO ₂ ratio must be 1.46 or less.

Example V-10

Bei diesem Beispiel wurde der im Beispiel V-8 produzierte Staub B eingeführt, und es wurden Testläufe durchgeführt, bei denen das Konzentrat B und die Flußmittel B, D und E verwendet wurden. Der Schwefelanteil in der Schlacke betrug 2,7 Gew.-%, das Fe/SiO₂-Verhältnis betrug 0,89. Man konnte in der gleichen Weise arbeiten, wie im Beispiel V-8. Daraus ist ersichtlich, daß man Nebel oder Staub verarbeiten kann, die oxidiertes Material und Sulfate enthalten.In this example, the dust B produced in Example V-8 was introduced and test runs were carried out using the concentrate B and the fluxes B, D and E. The sulfur content in the slag was 2.7% by weight, the Fe / SiO ₂ ratio was 0.89. You could work in the same way as in example V-8. From this it can be seen that mist or dust containing oxidized material and sulfates can be processed.

Example V-11

Bei diesem Beispiel wurde das Konzentrat A, der im Beispiel V-1 erzeugte Staub C, eine nach Beendigung eines später noch zu beschreibenden Reduktionstests (Flußmittel C) er zeugte Schlacke und die Flußmittel D und E verarbeitet. Aus Tabelle 6 ist entnehmbar, daß bei Verwendung sowohl des Staubs C als auch des Flußmittels C keine betrieblichen Probleme auftraten. Deshalb war es möglich, den Hauptanteil der Schlacke nach Reduktion und Verdampfung in den Oxidati onsprozeß zurückzuleiten. Bei diesem Beispiel wurde die Schlacke nach der Reduktion und Verdampfung verfestigt, und vor dem Einsatz pulverisiert, es darf jedoch angenommen werden, daß die Energiekosten stark reduziert werden, wenn dieser Stoff im geschmolzenen Zustand rückgeführt wird.In this example, the concentrate A, which in the example V-1 produced dust C, one after finishing one later Reduction tests (flux C) still to be described produced slag and processed the fluxes D and E. Out Table 6 shows that using both the Dust C and flux C are not operational Problems occurred. Therefore it was possible to get the bulk the slag after reduction and evaporation in the oxidati process. In this example, the Slag solidified after reduction and evaporation, and Powdered before use, however it may be accepted be that energy costs are greatly reduced if this substance is returned in the molten state.

Example VI-1

Der in Fig. 5 dargestellte Pilot-Schmelzofen besitzt eine zweite Lanze 40 zum Einblasen von Koksstaub in die Mitte des oberen Abschnitts des Abscheiders 20, bei dem in Fig. 4 dargestellten Pilot-Schmelzofen.The pilot melting furnace shown in FIG. 5 has a second lance 40 for blowing coke dust into the middle of the upper section of the separator 20 , in the pilot melting furnace shown in FIG. 4.

Eine Koks-Luft-Blasvorrichtung 42 zur Handhabung von pulve risiertem Koks, der zum Reduzieren der Schlacke sowie zur Aufrechterhaltung der Soll-Temperatur in dem Ofen verwendet wird, ist über einen Verteiler 44 mit der ersten Lanze 16 und der zweiten Lanze 40 verbunden. Ein Schlackenloch 48 ermöglicht das Auslaufen von Schlacke 46 und ist hierzu an einem Abschnitt der Seitenwand des Abscheiders 20 ausgebil det. Ein Schwerölbrenner ist für den in Fig. 5 dargestell ten Pilot-Schmelzofen nicht vorgesehen.A coke-air blowing device 42 for handling pulverized coke, which is used to reduce the slag and to maintain the target temperature in the furnace, is connected to the first lance 16 and the second lance 40 via a distributor 44 . A slag hole 48 allows slag 46 to leak and is for this purpose ausgebil det on a portion of the side wall of the separator 20 . A heavy oil burner is not provided for the pilot melting furnace shown in FIG. 5.

Der Pilot-Schmelzofen nach Fig. 5 hat eine Gestalt, die sich zur Aufnahme einer zweiten Lanze 40 eignet, mit der pulverisierter Koks in den Mittelabschnitt eines Teils des Abscheiders des im Beispiel V-1 verwendeten Ofens geblasen wird. Die gemäß Beispiel V-1 erhaltene Schlacke wurde ver festigt, pulverisiert, und eine spezielle Menge Schlacken pulver wurde in die Rohmaterial-Luftblasvorrichtung 18 ge laden, um unter Verwendung von Luft transportiert und in den unteren Abschnitt des Reaktionsschachts 10 geblasen zu werden. Das Kokspulver zum Reduzieren der Schlacke und zur Aufrechterhaltung der Soll-Temperatur im Ofen wurde in die Kokspulver-Lufttransport-Apparatur (den Einblastank) 42 ge geben und mittels Luft durch den Verteiler 44 zu der ersten Lanze 16 transportiert, wobei der Hauptteil des Kokspulvers mit dem Schlackenpulver in den Boden des Reaktionsschachts eingeblasen wurde.The pilot smelting furnace according to FIG. 5 has a shape which is suitable for receiving a second lance 40 with which pulverized coke is blown into the central section of a part of the separator of the furnace used in example V-1. The slag obtained in Example V-1 was solidified, pulverized, and a specific amount of slag powder was loaded into the raw material air blowing device 18 to be transported using air and blown into the lower portion of the reaction shaft 10 . The coke powder to reduce the slag and maintain the target temperature in the furnace was placed in the coke powder air transport apparatus (the blowing tank) 42 ge and transported by air through the manifold 44 to the first lance 16 , the majority of the coke powder with the slag powder was blown into the bottom of the reaction shaft.

Der Rest des Kokspulvers wurde von der zweiten Lanze 40 in den Abscheider 20 geblasen. Dann wurde Industriesauerstoff zusammen mit dem Schlackenpulver und dem Kokspulver über die im Reaktionsschacht 10 befindliche erste Lanze 16 in den Ofen eingeleitet.The rest of the coke powder was blown into the separator 20 by the second lance 40 . Then industrial oxygen was introduced into the furnace together with the slag powder and the coke powder via the first lance 16 located in the reaction shaft 10 .

Die Schlackentemperatur in dem Ofen wurde auf 1300°C gehal ten, das CO₂/CO-Verhältnis im Abgas wurde auf 0,5 einge stellt, und der Test wurde 24 Stunden lang durchgeführt. Das reduzierte und verdampfte Zink und Blei wurde mittels Luft verblasen und zur Reaktion in der Abgas-Aufbereitungs anlage gebracht, so daß dadurch ZnO und PbO rückgewonnen wurden. Zusätzlich wurde das CO in dem Gas in CO₂ umge setzt, um das Gas zu entgiften. Die Ergebnisse bei diesen Betriebsbedingungen sind in Tabelle 7 angegeben. The slag temperature in the furnace was kept at 1300 ° C, the CO ₂ / CO ratio in the exhaust gas was set to 0.5, and the test was carried out for 24 hours. The reduced and evaporated zinc and lead were blown with air and reacted in the exhaust gas treatment plant, so that ZnO and PbO were thereby recovered. In addition, the CO in the gas was converted to CO ₂ to detoxify the gas. The results under these operating conditions are shown in Table 7.

Aus der Tabelle 7 kann man verstehen, daß es möglich ist, das Zink und das Blei aus der aus dem Oxidationsofen erhal tenen Schlacke zu reduzieren und zu verdampfen. Dementspre chend ist klar gezeigt, daß Zink und Blei als Metalle rück gewonnen werden können, indem man von dem Kondensator Ge brauch gemacht, der beim ISP-Verfahren verwendet wird.It can be understood from Table 7 that it is possible the zinc and the lead from the oxidation furnace reduce and evaporate slag. Dementia It is clearly shown that zinc and lead return as metals can be obtained by using the capacitor Ge made use of, which is used in the ISP procedure.

Bei dem oben erläuterten erfindungsgemäßen Verfahren werden oxidierte Materialien, wie z. B. Eisen, Zink und derglei chen, die in einer Entschwefelungsreaktion zusammen mit Mi neralanteilen tauben Gesteins wie SiO₂ und dergleichen pro duziert werden, zu einer geschmolzenen Schlacke verarbei tet, und das Rohmaterial wird in die geschmolzene Schlacke eingeblasen, wobei die Entschwefelungsgeschwindigkeit ex trem hoch ist. Außerdem ist die Temperatur des erzeugten Materials hoch, so daß die aus der Entschwefelungsreaktion stammende Wärme wirksam beim Reduktionsprozeß genutzt wer den kann. Auch ist es möglich, das Zink in einem wählbaren Verhältnis zwischen Staub und Schlacke im Oxidationsprozeß zu verteilen. Ferner kann auf Röst- und Sinterverfahren zum Raffinieren des Zinks, die beim herkömmlichen ISP-Verfahren wesentlich sind, verzichtet werden, wobei Zink und Blei beide als Metall gleichzeitig rückgewonnen werden und als Reduktionsmittel billiges Kokspulver eingesetzt werden kann.In the method according to the invention explained above, oxidized materials, such as. B. iron, zinc and the like Chen, which are produced in a desulfurization reaction together with mineral components of numb rock such as SiO ₂ and the like, processed into a molten slag, and the raw material is blown into the molten slag, the desulfurization rate being extreme is high. In addition, the temperature of the material produced is high, so that the heat from the desulfurization reaction can be effectively used in the reduction process. It is also possible to distribute the zinc in a selectable ratio between dust and slag in the oxidation process. Furthermore, roasting and sintering processes for refining the zinc, which are essential in the conventional ISP process, can be dispensed with, zinc and lead both being recovered simultaneously as metal and cheap coke powder being used as a reducing agent.

Claims

1. Pyrometallurgical refining process for obtaining zinc and / or lead from a sulfide concentrate, which contains at least one selected from the following group: zinc sulfide, lead sulfide and iron sulfide; comprising an oxidation and a reduction step;

- The oxidation step contains the sub-steps according to which an iron-silicate slag or calcareous iron-silicate slag forms in an oxidation furnace or is supplied to the furnace;
- At least one material from the group of industrial oxygen, oxygen-enriched air, and air together with the sulfide concentrate and the non-combustible materials and fluxes are blown into the slag to cause a reaction;
- so that most of the zinc and part of the lead in the sulfide concentrate and the non-combustible materials are dissolved in the slag at a temperature of 1150 ° C to 1300 ° C, which contains:
Fe and SiO ₂ with an Fe / SiO ₂ ratio of 0.70 to 1.46;
CaO in an amount of 15% by weight or less;
Zn in the range of 15 to 25% by weight;
S in the range of 0.5 to 3% by weight; and
a stone and / or metal formed in part of the lead in the raw material; and
- The reduction step includes the sub-steps: blowing a reducing agent selected from the group of heavy oil, coal powder and pulverized coke through the slag obtained in the oxidation step, so that the zinc and the lead in the slag evaporate and condense to give molten zinc and molten lead win.

2. The method according to claim 1, characterized by the steps: Collecting the valuable zinc and lead in the oxidation process fathered gas as non-combustible substances and recycle the non-combustible substance fe to the oxidation process.

3. The method according to claim 1, characterized by the use part of the remainder of the molten slag in the reduction step as one Slag in the oxidation furnace.

4. The method of claim 3, wherein the molten slag is cooled and ver is solidified in order to then be pulverized in the oxidation furnace before use.

5. The method according to any one of claims 1 to 4, wherein the raw material is turned on is that the total weight of the zinc is greater than the total weight of the Lead in the raw material fed to the oxidation furnace.

6. The method according to any one of claims 1 to 5, in which an oxidizing gas, in particular special ambient air into which stone and / or metal material is blown, to reduce the sulfur content.